UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA FACULTAD DE INGENIERÍA, GEOLÓGICA, MINERA Y METALÚRGICA

ESCUELA DE MINAS

"OPTIMIZACIÓN DEL MINADO EN LA MINA SAN RAFAEL"

INFORME DE INGENIERÍA PARA OPTAR ÉL TITULO PROFESIONAL DE:

INGENIERO DE MINAS

Presentado por:

MÁXIMO WAL TER VILLAFRANCA ROMERO

Lima- Perú

2002

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INTRODUCCIÓN

CAPITULO 1

ASPECTOS GENERALES

1.1 . - Ubicación y acceso

1.2 .- Geología del depósito

1.3 .- Reservas de mineral

1.4 . - Equipo mecanizado

1. 5 . - Cartera de proyectos

INDICE

1.5.1 .-Minado selectivo usando relleno en pasta

1.5.2 .-Minado mediante subniveles ubicados cada 50 metros

1.5.3 .- Optimización del sistema de ventilación

1.5.4 .-Optimización de la extracción de mineral

CAPITULO 11

METODOS DE EXPLOTACIÓN

2.1 . - Antecedentes y métodos de explotación

2.2 .- Fundamentos para el diseño e implementación del método de

explotación actual

Pag.

1

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13

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CAPITULO 111

PREPARACION

3. 1 . - Preparaciones

3.2 . - Preparaciones para el método de minado con taladros

paralelos y bancos de 20 metros de altura

3.3 .- Preparaciones para el método de minado con taladros

radiales y bancos de 50 metros de altura

CAPITULO IV

DESARROLLO

4.1 . - Ejecución de chimeneas VCR

4.2 .- Preparación para la ejecución de la chimenea

4.3 .- Desarrollo del método Drop Raising

4.3.1 .- Preparación

4.3.2 .- Perforación

4.3.3 .- Desviación de taladros

4.3.4 .- Voladura

4.3.5 .- Detalle de los disparos chimenea VCR

4.3.5.1 .- Ejemplo: Disparo de la chimenea VCR 250-S

\''. 4.4 .- Costos chimenea VCR para cara libre l i i · 4.5 .- Costo comparativo de chimenea con equipo Raise Boring1:, 4.6 .- Costo comparativo de chimenea convencional '. �

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Pag.

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CAPITULO V

PERFORACIÓN

5.1 . - Perforación de taladros largos

5.2 .- Costos de perforación para el Simba H-1354

5.3 .- Costos de perforación para el Mustang A-32 CB

5.4 . - Desviación de taladros

CAPITULO VI

VOLADURA

6.1 . - Voladura de taladros largos

6.2 .- Diseño de mallas de perforación y voladura

6.3 .- Secuencia de minado

CAPITULO VII

ACARREO Y EXTRACCIÓN

7 .1 . - Acarreo y extracción del mineral

7.2 .- Sistema actual de extracción

7.3 .- Rendimiento operativo

7.4 . - Desventaja a largo plazo

7.5 .- Alternativas de sistemas de extracción

7.6 .- Análisis de volquetes

Pag.

37

46

60

CAPITULO VIII

SOSTENIMIENTO Y OTROS

8.1 .- Sostenimiento

8.2 .- Geomecánica

8.3 .- Ventilación

8.4 .- Productividad

8.5 .- Producción de concentrado de estaño y leyes

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

ANEXOS

Pag.

67

74

78

79

DEDICATORIA

Al apoyo de siempre de mis queridos padres, hermanos y

esposa

AGRADECIMIENTOS

Agradezco a la Compañía MINSUR S.A. por haberme dado la oportunidad de

presentar el trabajo titulado: "OPTIMIZACIÓN DEL MINADO EN LA MINA SAN

RAFAEL", trabajo con el cual podré obtener el grado académico de Ingeniero de

Minas, de igual manera agradezco a los directivos, trabajadores y colegas quienes

me brindaron todo el apoyo necesario, en especial al Gerente General lng. Fausto

Zavaleta Cruzado, al Gerente de Operaciones lng. Luis Alva Florián, al

Superintendente de Mina lng. Efren Peña Pino y a todos los compañeros de

trabajo de la Sección Mina quienes me brindaron todo su apoyo para materializar

el presente Informe de Ingeniería y espero que este sea un aporte para los

estudiantes y demás personas interesadas en la Industria Minera.

PRESENTACION

La mina San Rafael durante el transcurso de los últimos 20 años ha ido

introduciendo diferentes tecnologías en las diversas áreas del proceso productivo

minero, tales como: métodos de minado, perforación, voladura, acarreo interno,

extracción de mineral ventilación, etc., logrando a la fecha altos índices de

productividad los mismos que han redundado en la reducción de costos directos

de operación bastante competitivos a niveles internacionales, pero como nada en

la vida de una empresa es estático, actualmente se encuentra realizando trabajos

en el ámbito de tajeas experimentales donde la separación de niveles de

perforación de los taladros largos ha sido incrementados de 25 metros a 50

metros, con ello estamos disminuyendo nuestros costos en la preparación de

tajeas.

Este trabajo muestra aspectos técnico-económicos comparativos tanto en la

preparación así como otras unidades operativas del ciclo de minado de tajeas que

serán minados empleando el método de " subleve! stoping " con niveles de

perforación cada 25 metros ( actual) y cada 50 metros, todo el análisis respectivo y

los problemas operativos que estamos encontrando y las soluciones aplicadas

serán _ mostradas eri" forma detallada. El presente trabajo también trata otros

aspectos relacionados con el minado de tajeas con taladros largos, como son la

apertura de chimeneas para cara libre empleando el método VCR, así como

también la optimización de la ventilación mediante chimeneas con equipos Raise

Boring, también la optimización de la extracción mediante un sistema combinado

de extracción del mineral desde interior mina hacia superficie con la

implementación de un pique desde las zonas profundas del yacimiento hasta el

nivel 431 O y a partir de este nivel mediante volquetes hasta la planta

concentradora. Por otro lado también muestro en este trabajo algunos aspectos

del Relleno en Pasta a implementarse próximamente en la unidad minera San

Rafael para estabilizar los tajeas en la mina además de permitirnos una

explotación más selectiva.

Espero que nuestra experiencia al ser mostrada pueda contribuir al

desarrollo de otras empresas mineras que al aplicar el método de minado "

subleve! stoping " con niveles de perforación cada 50 metros y otros aspectos

contemplados en el presente trabajo también contribuyan en la reducción de sus

costos unitarios y logren situarse a niveles competitivos en la industria minera.

1

INTRODUCCION

La Mina San Rafael tiene reservas de 14.5 millones de TM con una ley

promedio de 5.10% Sn. Actualmente procesa 2,500 TMD de minerales de

estaño con una ley de cabeza de 5.2 %. San Rafael es una mina subterránea

perteneciente al grupo de la mediana minería, como empresa moderna hace

uso intensivo de tecnología de punta en sus diferentes actividades, contando

además con recursos humanos calificados. Cabe señalar además que San

Rafael ha ubicado al Perú en el segundo lugar en el mundo en la producción

de estaño.

El método de explotación empleado para el minado de sus cuerpos y

vetas es el banqueo por subniveles empleando taladros largos, también

denominado Sublevel Stoping, este método de minado fue introducido en

forma de tajeas pilotos en el año 1,990, utilizando en ese entonces el equipo de

perforación neumático Long Hole Wagon Drill de Atlas Copeo, el mismo que

realizaba perforaciones radiales. Desde la implantación del método Subleve!

Stoping, este ha sido modificado hacia la variante Large Blast Hole (LBH), esta

variante es la aplicación de los principios de voladura a cielo abierto al laboreo

de minas subterráneas.

Actualmente se está introduciendo dos variantes importantes en la

perforación de taladros largos, es decir, que se están perforando taladros

radiales en lugar de taladros paralelos y por otro lado los niveles de perforación

están ubicados cada 50 metros de altura lo que trae como consecuencia una

considerable reducción de costos directos dado que se ejecutan menor

cantidad de subniveles de perforación y además se realiza menor excavación y

movimiento de material en la preparación de estos subniveles de perforación,

ya que se requiere sólo un subnivel de 6.0 m x 4.0 m de sección para la

perforación de los taladros radiales como se ilustra en el presente trabajo, por

otro lado tambien San Rafael está efectuando una serie de innovaciones en sus

diferentes unidades operativas por ejemplo tiene en marcha grandes proyectos

como son el relleno en pasta que servirá para estabilizar las zonas explotadas

2

así como para efectuar un minado selectivo, otro proyecto en actualmente en

ejecución es la optimización de la ventilación para lo cual se están ampliando

las secciones de los circuitos de ventilación tambien se están ejecutando 1215

metros de chimenea con equipo raise boring, así mismo tambien se tiene el

proyecto de optimización de la extracción que será mediante un sistema mixto

de extracción con un pique desde las zonas profundas del yacimiento hasta el

nivel 4310 y a partir de este nivel mediante volquetes.

El cambio en el tamaño de los equipos ha sido siempre con el único

objetivo de mejorar los estándares de producción y productividad, además el

volumen de reservas de minerales lo justifican. Actualmente la mina San Rafael

dispone para sus diversas operaciones equipos de última generación.

La utilización de explosivos ha sufrido una diversificación en los mismos,

empleándose actualmente para la voladura ANFO y Emulsiones, los mismos que

nos dan resultados favorables.

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3

CAPITULO 1

ASPECTOS GENERALES

1.1 .- UBICACIÓN Y ACCESO

La Unidad Minera Estañífera de San Rafael, está localizada en el distrito

de Antauta, provincia Melgar, departamento de Puno, a una altitud aproximada

de 4,500 m.s.n.m. su accesibilidad es a través de dos vías:

Vía Terrestre:

Lima - Arequipa

Arequipa - Juliaca

Juliaca - Antauta

TOTAL

Vía Aérea:

(a) Lima- San Rafael

(b) Lima - Juliaca

Juliaca - Antauta

1,000 Km

280Km

180Km

1,460 Km

2 horas de vuelo en avioneta

Vuelo Comercial

3 horas en camioneta

El clima es el que corresponde al altiplano, frígido y seco, con bajas

temperaturas en los meses de Mayo a Julio.

FIGURA Nº 01: UBICACIÓN MINA SAN RAFAEL

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1NST1n:ro GEOGRAFJCO �ACIONAI.

DEPARTAMENTO DE PUNO

MAPA FIS!CO POLITICO

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FIGURA Nº 02: UBICACIÓN MINA SAN RAFAEL

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1.2 .- GEOLOGIA DEL DEPOSITO

• la mineralización es de origen Hidrotermal en vetas tipo relleno de

fracturas y de reemplazamiento en el intrusivo y en las filitas, las vetas

tienen un rumbo promedio de N 1 Oº - 60º W y buzamiento 75º NE.

• En la veta San Rafael hay un marcado zoneamiento vertical, cobre en la

parte superior entre los niveles 4820 y 4666, cobre-casiterita en agujas, en

la parte intermedia entre los niveles 4666 y 4310 estaño madera y en la

parte inferior entre los niveles 431 O y 3950 estaño bandeado, debajo del

3950 está actualmente en exploración.

• En la zona de estaño, la veta San Rafael por tramos presenta cuerpos de

mineral conocidos como bolsonadas, que se forman por un cambio de

rumbo y un fracturamiento lateral convergente, dando lugar a la formación

de sigmoides compuestos, a estas bolsonadas se han designado con los

nombres de: Ore Shoot, cuerpo rampa, cuerpo brecha, cuerpo 250, cuerpo

contacto, etc. Las longitudes varían de 40 a 400 metros y anchos de 15 a

40 metros presentando buenas características mineralógicas con leyes que

promedian con 5.27% de estaño y una reserva probada - probable de 13. 9

M. deTMS.

• Las vetas y los cuerpos de mineral son mas definidos y continuos en el

intrusivo, hacia los contactos y en las filitas las estructuras se ramifican y

adelgazan.

• Las alteraciones hidrotermales son la cloritización

fundamentalmente.

y silicificación

• En los gráficos siguientes se muestran el mapa geológico y la sección

transversal de la zona en estudio:

7

FIGURA Nº 03: PLANO GEOLÓGICO DE LA MINA SAN RAFAEL

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LEYENDA

ESTRATIGRAl'IA VOLCANICOS INTRUSIONES

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JURÁSICO

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FIGURA Nº

04: CORTE LONGITUDINAL

/!veo Principal Manto

c:)CENOZOICO D VOLCANICOS

-MESOZOICO

Cordillera Oriental

Corteza/Manto >SnSb

- PALEOZOICO

l�;_:�i PRE-CAMBRICO

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1.3 .- RESERVAS DE MINERAL

El total de reservas probado-probable de los cuerpos y vetas a la fecha

es del orden de los 14.5 millones de toneladas con 5.10% de estaño, en los

próximos años las posibilidades de incrementar o mantener nuestras reservas

serán muy limitadas, debido a factores mineralógicos-estructurales y de

profundización.

11 CUADRO Nº 01: RESERVAS DE MINERAL

1 COBRE � ESTAÑO

T.M.S. %Cu %Sn

MINERAL Sn 14,475,985 0.00 5.1 O

MINERAL Cu 74,450 3.34 0.56

MINERAL Sn - Cu 109,505 2.80 1.49

Tofal 14,659,940 0.20 5.05

1 ESTAÑO

T.M.S. %Cu %Sn

Veta San Rafael 2,504,460 - 5.57

Cuerpos de mineral 10,564,000 - 5.16

Otras vetas 1,407,525 - 3.82

Total 14,475,985 - 5.1 O

11

1

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1.4 .- EQUIPO MECANIZADO: El equipo mecanizado se muestra en el siguiente cuadro:

CUADRO-Nº

02:, EQUIPO MECANIZADO

1 JUMBO ELECTROHIDRAULICO BOOMER H-282 ATLAS COPCO DESARROLLOS

1 SCOOPTRAMS DE 5.5 YARDAS CUBICAS EJC.

1 JUMBO ELECTROHIDRAULICO BOOMER H-282 ATLAS COPCO PREPARACIONES

1 SCOOPTRAMS DE 5.5 YARDAS CUBICAS EJC.

1 SIMBA H-1354 ATLAS COPCO

PERFORACION DE TALADROS LARGOS 1 D.T.H. TUNNEL 60 DRILLCO TOOLLS

1 MUST ANG A32 CB-E ATLAS COPCO

2 SCOOPTRAM DE 6.0 YARDAS CUBICAS ST-1000 ATLAS COPCO ACARREO INTERNO (EXPLOT ACION)

2 SCOOPTRAM DE 6.0 YARDAS CUBICAS ST-1000 ATLAS COPCO (STAND BY)

MINERAL (EXPLOT.) 4 UNIDADES VOLQUETES VOLVO INTERCOOLER NL-12 41

DESARROLLOS 2 UNIDADES VOLQUETES VOLVO INTERCOOLER NL-12 EXTRACCION

PREPARACIONES 2 UNIDADES VOLQUETES VOLVO INTERCOOLER NL-12

STAND BY 2 UNIDADES VOLQUETES VOLVO INTERCOOLER NL-12

ALIMENTACION A PLANTA 1 PALA CATERPILLAR CAT-95OF (3.8 TONS.)

11

1.5 .- CARTERA DE PROYECTOS

La Sección Mina de la Unidad Minera San Rafael, cuenta con una

cartera de proyectos a corto y mediano plazo los mismos que nos permitirán

obtener mejores índices de producción y productividad minimizando los costos

operativos, entre dichos proyectos tenemos:

1.5.1 .- MINADO SELECTIVO USANDO RELLENO EN PASTA

Este proyecto consiste en la explotación de mineral usando relleno en

pasta lo cual nos permitirá un minado selectivo en los cuerpos mineralizados

donde tenemos la presencia de material esteril denominados "caballos",

ubicados generalmente al centro de dichos cuerpo

1.5.2.- MINADO MEDIANTE SUBNIVELES UBICADOS CADA 50 METROS

Que consiste en incrementar la altura de bancos de perforación de 25 a

50 metros verticalmente que nos permitirá bajar nuestro costo operativo de

7 .27 US$/TM a 6.16 US$/TM debido a que se realizaran menor cantidad de

laboreo en preparaciones

1.6.3.- OPTIMIZACION DEL SISTEMA DE VENTILACIÓN

Luego de efectuar una evaluación del sistema actual de ventilación se

observó que el requerimiento de aire fresco para la explotación de las zonas

bajas será de 240 m3/seg, siendo el flujo actual de 120 m·/seg tendríamos un

déficit de 120 m3/seg, por lo que actualmente se esta ejecutando el proyecto

de optimización de ventilación que consiste en la ampliación de la sección de

los actuales circuitos de ventilación y la ejecución de 1215 m de chimeneas de

3.82 metros de diámetro para la evacuación del aire contaminado.

12

1.5.4.- OPTIMIZACION DE LA EXTRACCIÓN DE MINERAL

Este proyecto consiste en un conjunto de alternativas de acarreo interno

y extracción del mineral desde las zonas profundas del yacimiento en interior

mina hasta la planta concentradora, en dicho proyecto se hace un estudio

técnico-económico de las alternativas escogiéndose la mejor opción que tiene

mayores ventajas reduciéndose significativamente los costos operativos en

este aspecto.

13

CAPITULO 11

METODOS DE EXPLOTACIÓN

2.1 .- ANTECEDENTES Y MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN

}.> La Mina San Rafael, desde sus inicios empleó el método de la acumulación

dinámica (Shirinkage Convencional), con la perforación de gradines

horizontales, esta variante se cambió en el año 1984, fecha en la cual se

introduce la perforación vertical empleando perforadoras stopers, primero

con la presencia de un ayudante y luego a partir del año 1,984 se toma la

experiencia de la mina Casapalca donde los perforistas realizaban su

trabajo de perforación vertical con barrenos de hasta 8 pies sin la presencia

de un ayudante, es decir un solo hombre realizaba la perforación vertical,

lográndose incrementar considerablemente los estándares de producción.

}.> De otro lado a finales de la década de los años ochenta, debido a la

tendencia creciente del contenido de estaño, se introduce el sistema de

minería sin rieles, desarrollándose para ello una rampa con pendiente

negativa de 10% a_partir del nivel 4523, para luego abrir niveles de acceso

hacia la veta San Rafael y desarrollarlas a lo largo del rumbo.

}.> A partir del año 1990, y con la ayuda del reconocimiento geológico de la

forma de los cuerpos mineralizados a lo largo del rumbo de la veta San

Rafael, y tomando experiencias de otras minas en el Perú como Mina Raúl

y en el extranjero algunas Minas de Chile, se introduce por primera vez la

perforación de taladros largos, adquiriéndose para ello el equipo Long Hole

Wagon Drill.

}.> A inicios del año 1992 se toma la decisión de introducir el método de

Subleve! Stoping, desarrollándose para ello niveles de perforación ubicados

cada 20 metros.

14

» A partir del segundo semestre del año 1,992 se toma la decisión de

introducir la variante Large Blast Hole (LBH), para ello se adquiere

adicionalmente los equipos: DTH Túnel 60 marca Drillco Tools y SIMBA

H-157 marca Atlas Copeo, con estos equipos la empresa aumentó

considerablemente su productividad.

» Con el incremento cada vez mayor del volumen de reservas del mineral

probado-probable, la alta dirección decide incrementar la capacidad de la

producción, es así que la escala de producción de 800 TM/día, pasa a

1,000, 1,200, 1,500 y a la fecha se ha situado en 2,500 TM/día.

2.2 .- FUNDAMENTOS PARA EL DISEÑO E IMPLEMENTACION DEL

MÉTODO DE EXPLOTACIÓN ACTUAL

Cabe señalar que se optó por el método de explotación Sublevel stoping

en la Mina San Rafael, debido principalmente a:

• La disposición natural del mineral en el yacimiento en forma de vetas

con ensanchamientos en su estructura denominados bolsonadas ó

cuerpos, con buzamientos que oscilan entre 48° hasta 75°.

• La potencia de la·mineralización en vetas que oscila entre 2.0 m hasta

6.00 m y en los cuerpos hasta los 35.00 m lo cual favorece la aplicación

del método.

• Las características de la roca encajonante que es un intrusivo, pórfido­

monzongranítico muy competente y de dureza media.

• Profundización del yacimiento con mineralización continuada, cuyo

acceso es a través de una rampa principal de 6.0 m x 4.0 m de sección y

gradiente de -10%.

15

Los blocks mineralizados tienen una longitud que varía de 100 a 200

metros, en sus extremos se desarrollan chimeneas que servirán de cara libre

las cuales se ubican en la caja techo de la estructura

En algunos blocks de mineral es necesario preparar una rampa auxiliar

de acceso que nos ayuda a diversificar la secuencia de perforación con los

taladros largos así como la voladura acorde con el volumen y ley de mineral

disponibles y requeridas para asegurar la homogeneidad en la calidad del

mineral (más conocida como blending) que se suministra a la Planta

Concentradora.

Los parámetros de diseño del método son los siguientes.

11 11 PARANEIRE � RJRR)

Jt..llRACE TAEO 00 100

Jt..llRACESLBN\A3..ES( BOKX:S) (Ms) al 00

NOOCETAJ03 8'J\A:TA (Ms) ce2a6 ce2a6

NOOCETAJ038'J O..BRE(Ms) 15-40 15-40

I.O'Gru:ESCETAb (Ms) 00-aD 00-aD

'SEJENMB-J108'Ja..EFRE(MsxMs) Al.PR:S 10X5 ,-OFBJ..I�

FEST"AB.EOMB-JTOCE...I\NIOZORXXB:> CLB:lGtVPOO a...Bl4t VPOO

PRCillXlGJrvENSI..W...CETAJ03 ( TMS.) 65,(XX) 68,(XX) PRCillXlGJrvENSI..W...PRPPRPOCJ..es ( T.MS.) 7,f/JJ 3,f/JJ

A finales del año 1,997, y teniendo en consideración el nivel de reservas

existentes, se toma la decisión de incrementar la producción y productividad,

para ello se ha tenido que adquirir nuevos equipos, de tal manera que la

velocidad de perforación se encuentre acorde con las exigencias de los nuevos

parámetros de producción primero a 2,500 TMS, luego a 3,000 TMS y

finalmente a 4,000 TMS por día, estos nuevos equipos, es decir el Simba

16

H1357 y Mustang A-32 CB-E, deben reemplazar paulatinamente a los

anteriores.

CUADRO Nº

04: COMPARACION DE EQUIPOS DE PERFORACION DE TALADROS

LARGOS MINA SAN RAFAEL

MODELO DTH Tunel 60 SIMBAH 157 SIMBAH 1354 MUSTANG

A-32

PESO EQUIPO 2250 Ka 7000 Kg 13500 Ka 11000 Ka AL TURA DE TRASLADO DE EQUIPO 2.5m 3m 3.6m 3.7m AL TUR DE PERFORACION 3m 3m 3.8m 3.2m ANCHO DE LA GALERIA DE TRANSPORTE 2.5m 3m 3.5m 2.5m LONGITUD DE BARRA í Mts ) 1.5m 1.5m 1.5m 1.5m UNIDAD DE POTENCIA 295Kw 52Kw 63Kw 232Kw TIPO DE AVANCE Cadena Cadena Piston Cadena

N º DE BARRAS DE CARRUSEL SIN CARRUSEL SIN CARRUSEL 27 Barras SIN CARRUSEL

GIRO DE TORNAMESA 360 º 360 º 360 º 240 º

Nº DE GATOS 2 4 4 4

DIAMETRO DE PERFORACION 95.25 mm 64mm 88.9mm 104.78 mm

STINGER 1 1 1 1

MEDIDOR DIGITAL DE ANGULOS NO NO SI NO

PERFORADORA TOPO3 COP 1238 ME COP 1838 MEX COP -34

PESO PERFORADORA 22Ka 151 Kg 174Ka 28Kg

TORQUE MAXIMO 74Nm 700Nm 980Nm 40KN

ENERGIA DE IMPACTO 10Kw 15 Kw 20Kw

FRECUENCIA DE GOLPES 2500GPM 2400 - 3600 GPM 2280-2880 GPM

PERCUSION DE REVERSA NO NO SI

17

CAPITULO 111

PREPARACION

3.1 .- PREPARACIONES

Las preparaciones las vamos a dividir en dos partes: en la primera parte

considerando el método actual de explotación, es decir con taladros largos

paralelos y bancos de 20 metros de altura y en la segunda parte el método de

explotación con taladros largos radiales y con bancos de 50 metros de altura.

3.2 .- PREPARACIONES PARA EL MINADO CON TALADROS PARALELOS

Y BANCOS DE 20 METROS DE AL TURA

• Desde la rampa principal se desarrollan niveles de preparación cada 20

metros con una sección inicial de 5m x 4m siguiendo la dirección del rumbo

de la estructura mineralizada.

• Estas galerías luego son desquinchadas en toda la potencia de la veta o

cuerpo, dejando pi:l_ares provisionales de una sección de 1 0m x 5m en el

caso de cuerpos potentes.

• Posteriormente se desarrollan galerías de extracción cada 60 metros de

altura (by passes), cuya sección es de 5m x 4m, ubicadas en la caja piso y

paralelas a la estructura mineralizada, las cuales están a 12 metros de

distancia de la veta o cuerpo.

• Desde el by pass se preparan estocadas (draw points) cada 15 metros con

una sección de 4m x 3m en dirección perpendicular a la estructura

mineralizada.

18

• En los extremos de los tajeas se desarrollan chimeneas sobre mineral de

una sección de 2m x 1.5m, que sirven de cara libre para la voladura de los

bancos.

• A fin de diversificar la secuencia de minado y disponer de mas caras libres

se desarrollan rampas auxiliares entre niveles

FIGURANº 05: EQUIPO DE ACARREO, SCOOP ST-1000

3.3 .- PREPARACIONES PARA EL MINADO CON TALADROS RADIALES Y

BANCOS DE 50 METROS DE AL TURA

Actualmente se están realizando diversas variantes para reducir costos

directos de operación lo que redundará en una menor inversión en las

preparaciones de dichas labores como son:

• Subniveles de perforación ubicados con una diferencia de cotas de 50

metros.

19

• Secciones menores para perforación de taladros largos, estandarizándose

a6.0 m x4.0 m

• Mantener una sola Galería sobre la caja techo, a partir de la cual se

perforarán taladros radiales (variante en evaluación que reemplazaría a los

taladros paralelos).

• Mantener los niveles de extracción cada 100 metros

• En los niveles de extracción, la distancia entre el by pass y la caja piso

deberá ser de 20 m. mejorándose así la estabilidad de dicha labor y la de

los pilares entre las estocadas de extracción al momento de la voladura y

explotación del tajo.

• Para la etapa de voladura de la zona en explotación entre los niveles 31 O y

200 se prepararan 02 rampas de acceso y salida para los niveles 295-270 y

270-250.

• En las preparaciones entre los niveles 310 y 200, se desarrolló

previamente el nivel 295 dejándose un pilar efectivo de 11 m.;

posteriormente los niveles 250 y 200; y luego al optar el método de

explotación del subleve! stoping cada 20 m se prepararon los subniveles

225 y 270.

• El nuevo método que se aplicaría entre los niveles 200 y 100, se

prepararán solamente las galerías de los niveles 175, 150 y 100 como nivel

de extracción, ubicada en el nivel 1 OO.

FIGURAN º 06: MÉTO DO EXPLOTACIÓN SUBLEVEL STOPING CON TALADROS LARGOS

20

21

CAPITULO IV

DESARROLLO

Un aspecto importante dentro del desarrollo es la excavación de una

chimenea que servirá como cara libre dando inicio a los disparos de taladros

largos en el tajeo; Existen varios métodos para la ejecución de dichas

chimeneas: puede ser en forma convencional, con equipo raise boring o con

taladros largos es decir mediante el método Drop Raising el mismo que es una

variante del método VCR, a continuación hago un informe detallado de la

ejecución de dichas chimeneas. A partir de este año hemos implementado en la

mina San Rafael esta técnica de excavación de chimeneas con el método VCR

el mismo que nos ha permitido trabajar en forma segura y al menor costo

comparado con el sistema tradicional lo que se muestra en la figura Nº 13.

4.1 .- EJECUCIÓN DE CHIMENEAS VCR

La mecanización actual en la minería nos permite desarrollar una serie de

técnicas, las cuales tienen una alta incidencia en la productividad y eficiencia y

lo que es más importante permite ejecutar chimeneas con seguridad dentro de

las operaciones mineras.

La perforación y voladura son operaciones unitarias que tienen estrecha

relación en el proceso de minado, por lo tanto el diseño y ejecución de los

mismos deben llevamos a un resultado eficiente. En este capítulo describo la

ejecución de una variante de chimeneas "VCR" denomina "Drop Raising"

aplicado en la zona de minado la misma que servirá como cara libre para

aperturar el slot.

La tecnología de perforación y voladura han logrado avances muy

importantes al implementar equipos de alto rendimiento, Estos dos elementos

interrelacionados con las características geomecánicas de las rocas van a

determinar el éxito de una buena fragmentación de roca.

22

Los objetivos a alcanzar empleando este método son los siguientes:

» Eliminar por completo los riesgos más altos en el avance de chimeneas de

producción.

» Acelerar la ejecución de chimeneas de cara libre para el ciclo de minado

dinámico

» Disminuir costos de perforación y voladura logrando una alta productividad.

La excavación de chimeneas para la creación de caras libres siempre es

una labor de alto riesgo, costosa y laboriosa. En esta oportunidad se describe

el método empleado en la mina San Rafael para la ejecución de una chimenea

subterránea que servirá como cara libre para la posterior voladura por taladros

largos. Dichas labores son realizadas aplicando la técnica de perforación y

voladura conocida como VCR (''Vertical Crater Retreat"), en su variante

denominado "Drop Raising" tanto por su sencillez de operación como por su

economía, aventaja ampliamente a los métodos tradicionalmente empleados

para estas labores.

También se detallan los fundamentos de dicho método, así como una breve

descripción de la secuencia que se debe seguir para obtener los parámetros que

definen la voladura.

4.2 .- PREPARACION PARA LA EJECUCION DE LA CHIMENEA

Para la aplicación del método VCR fundamentalmente es necesario tener

en consideración las características operacionales del equipo de perforación

como el "down the hole" o de similares características.

La inclinación óptima para chimeneas "VCR" es que sean verticales, ya que es

sabido que la desviación de perforación es mínima. A medida que el

buzamiento disminuye, se presenta una mayor desviación de los taladros de

perforación.

23

Se desarrolla un nivel superior e inferior a lo largo de la estructura

mineralizada. El nivel superior que posteriormente que servirá de nivel de

perforación con equipo "down the hole" u otro equipo similar tendrá una altura

adecuada para acomodar el equipo.

El trabajo posterior a las labores indicadas, viene a ser la perforación de

los taladros de nivel a nivel con la maquina "down the hole" con diámetros

grandes.

La malla de perforación esta relacionada con el diámetro del taladro, las

características geomecánicas de la roca y el explosivo; se procede con la

voladura en forma de rebanadas horizontales o "slides" por tramos de 3 metros

en cada disparo.

El material disparado cae por gravedad al nivel inferior desde donde se

realiza el acarreo y extracción.

4.3 .- DESARROLLO DEL METODO "DROP RAISING"

El sistema de ejecución de chimeneas por Drop Raising usa los mismos

principios que el métod9 de VCR con mayor cantidad de taladros, en este caso

los taladros éon diámetros semejantes a los que se utiliza en la voladura de

producción se disponen en secciones cuadradas con las cargas de explosivos

a la misma altura.

4.3.1 .- PREPARACIÓN

• Primero se efectúa un buen levantamiento topográfico tanto del nivel

superior donde se ubica la base de perforación, así como del nivel inferior

donde comunican los taladros perforados.

• Luego de fijar el centro de la sección de la chimenea es necesario tener una

superficie sólida y plana de perforación para lo cual se debe construir dicha

base de concreto adherido a la roca de 30cm de espesor.

24

• Una vez construida la base antes mencionada se debe replantear en el

terreno con una precisión adecuada los taladros de la malla de perforación

previamente diseñada (figura malla perfil y corte longitudinal de chimenea

"VCR").

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1 (.�I '

FIGURA Nº 07: DISEÑO DE LA MALLA DE PERFORACIÓN Y VOLADURA

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11-2

11-J

....

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FIGURA Nº 08: SECCIÓN LONGITUDINAL DE LA CHIMENEA VCR 250

Jl.11

JUI

aa.'f.

JIZI

JUS

NIV, 250

-to.l, pro yec"t,

1 AL CJCC, 54,00 - 3� 9,

NIV, 200

4.3.2 .- PERFORACION

25

• Para la perforación de taladros se emplea una perforadora "down the hole"

con martillo en el fondo para minimizar la desviación de los mismos. En el

caso de la chimenea VCR 250S por ejemplo se ha perforado con el

Mustang A-32.

• Se debe poner bastante énfasis para fijar bien la inclinación de los taladros

antes y después de "empatar" así como de un control adecuado de las

26

presiones de percusión y rotación de tal manera que se pueda controlar la

desviación.

• Una vez que comience la perforación se debe entubar los taladros desde

debajo de la zona fracturada del piso hasta 20cm sobre el piso de concreto

para prevenir el levantamiento del piso y el bloqueo del collar de los

taladros por la acción de los gases de la perforación.

4.3.3 .- DESVIACION DE TALADROS

• La inclinación óptima para una chimenea con el método "VCR" es 90

grados, la experiencia a mostrado que es posible conseguir una precisión

de perforación de 0.5% por longitud de taladro perforado con equipo "down

the hale" en chimeneas verticales.

• Previa a la voladura se efectúa el levantamiento de los taladros perforados

tanto en el nivel superior como en el nivel inferior es decir en la

comunicación de taladros lo que nos permite determinar la desviación de

taladros. En nuestro caso la desviación del ejemplo fue de 2.01 %, ello se

debe al poco buza_flliento de la chimenea de 49 grados y una longitud

considerable de 33.65m los taladros perforados y desviación se muestra en

la (fig. 09) y cuadro respectivo.

FIGURA Nº 09: PLANO DE DESVIACIÓN DEL PRIMER DISPARO

DESVIACION DE TALADROS CHIMENEA VCR 250

o (1) 1-1

D..

<[

7 <! u

(\J

e Tolndros Proyec{ndos Tolndros Ejecutados

27

o I

u w 1-

<C 7 4: u

28

CUADRO N º 05: DESVIACIÓN DE TALADROS

1 Nº TALADRO

LONGITUD DESVIACIÓN

(M T) (M T)

A-1 31.00 0.530

A-2 32.05 1.120

B-1 31.40 0.450

C-1 33.40 1.4 70

D-1 30.60 0.590

D-2 30.90 0.050

D-3 34.15 0.560

E-1 38.00 1.820

E-2 31.00 0.350

F-1 38.00 0.440

G-1 35.00 0.540

G-2 36.00 0.170

TOTAL 401.500 8.090

PROMEDIO 33.458 0.674

1 DESVIACIÓN 1 2.01% 1

4.3.4 .- VOLADURA

• Como se ha mencionado anteriormente previa a la voladura se efectúo el

levantamiento de los taladros perforados lo que se muestra en la fig. 07

y como se puede apreciar en dicho gráfico la desviación de taladros fue

bastante fuerte y no era nada favorable para la voladura.

• Para planificar la secuencia de salida de taladros ha sido muy útil conocer la

distancia de taladros tanto en la comunicación así como tener la proyección

de dichos taladros en las diferentes alturas conforme se iba avanzando en

29

la ejecución de la chimenea "VCR" la cual nos permitía darle una secuencia

de salida adecuada dependiendo de la ubicación de taladros a la altura

donde se estaba disparando sin tomar mucho en cuenta el diseño original

debido a la fuerte desviación. La secuencia de salida para cada disparo se

encuentra en los anexos respectivos.

• Para el carguío de taladros primero se coloca el tapón respectivo dejando

un taco (longitud de taladro sin carga) de 1. 1 m. Respecto al taladro central

donde se va a iniciar la detonación.

• Luego viene una columna de carga de 3 mts. de longitud con iniciadores de

booster de 1 /3 Lb. Y fulminante primadet con retardos incorporados como

se muestra en la siguiente figura.

FIGURANº 09: MODO DE CARGUÍO DE TALADROS

TACO

TAKN

BCX)STER

....

E

TACO

TAION

3. 00m ocam:R

EXAGEL

iTAION

FIGURANº

10: TRAMO DE TALADROS A

DISPARARSE

SUPERFICIE

IRREGULAR CHIMENEA VCR . '

30

• Para aprovechar convenientemente la energía del explosivo después de la

columna de carga se coloca un tapón para luego colocarle el retacado de

0.4m de longitud con el detritus de la perforación.

• Cabe señalar que para los taladros centrales es decir arranque y ayudas se

cargo con exagel y los cuadradores con examón. Ver fig. 09

• En el caso de la chimenea VCR 250-S se obtuvo un avance promedio por

disparo de 4.81 m. cuyos datos se muestran en el cuadro Nº

06. El detalle

de datos de campo de cada disparo se muestra en los anexos respectivos.

4.3.5 .- DETALLE DE LOS DISPAROS CHIMENEA VCR

4.3.5.1 .- EJEMPLO: DISPARO DE LA CHIMENEA VCR 250-S

DATOS DE CAMPO

FECHA: 21/12/2001

TURNO: 11

LABOR: Tajeo 200-1 O S Nivel 250

DISPARADORES: - Santos Vilca

AYUDANTE: - Ramón Chinoapaza

31

NUMERO DE TALADROS: 1 O taladros cargados y 03 taladros de alivio todos

de 4 1/8"

AVANCE: 7.54 m.

NUMERO DE TAREAS: 05 tareas

SECCION: 2.00 m x 2.00 m.

EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA:

(a) Exagel-E (2"X16") -> 13.5 cajas

(b) Examón (Bolsa 25 Kg) --> 06 bolsas

(c) Booster de 1/3 lb.

( d) Fulminante primadet de 30 m.

(e) Cordón detonante

(f) Detonador No Eléctrico

(h) Mecha Rápida

MINERAL ROTO

VOLUMEN (V)

TONELAJE (T)

33.18 MA3

99.53 TM

====> 337.50KG

====> 150.00KG

====> 14.00 PZ

====> 14.00 PZ

====> 35. 00 MT

====> 2. 00 PZ

====> 1. 00 MT

FACTOR DE CARGA

FACTOR DE POTENCIA

14.69 KG/MA3

4.90 KG/TM

32

FIGURANº

11: DISTRIBUCION DETALADROS Y SECUENCIA DE SALI DA

D (/) 1--4

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1. Tllnro elllflO

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NDTA1 EL NUMERO INDICA LA SECUENCIA SALIDA

FIGURANº

12: DISTRIBUCION DE TALADROS EN E L NIVE L INFERIOR

D18TRIBUCION DE TALADROS PARA EL PRIMER DISPARO

Secc. Cor-te 4229,0

(\J

33

4.4 .- COSTOS CHIMENA VCR PARA CARA LIBRE

CUADRO Nº 06: DATOS DE VOLADURA DE LA CHIMENEA VCR

TALADRO 11

11 1

1 35.00

2 30.60

3 31.00

4 38.00

5 33.40

6 38.00

7 30.90

8 31.40

9 31.00

10 36.00

11 36.00

12 34.15 . .

13 32.05

Longitud Prom. 33.65

Avance/Dlsp. 7.54

Avance Prom. 4.81

11

26.00

26.00

26.50

25.00

25.00

27.00

26.00

25.00

24.00

25.00

29.00

27.00

28.00

26.12

4.73

NUMERO DE DISPARO

111 IV 1,

V VI

21.00 17.50 13.30 10.00

21.00 12.00 12.50 9.50

20.00 17.00 14.00 9.50

22.00 16.00 13.00 8.90

20.00 15.00 12.00 8.80

22.00 16.50 13.00 10.00

22.00 14.00 12.80 8.50

20.00 18.00 13.00 8.80

22.00 14.00 13.00 8.50

20.00 14.00 13.00 9.00

24.00 17.00 14.00 10.30

20.00 17.50 13.50 10.00

24.00 19.00 14.50 10.00

21.38 15.96 13.20 9.37

5.42 2.76 3.83 3.26

).,, COSTOS DE PERFORACION: 6196.86 US$ (ver cuadro Nº 07)

).,, COSTOS DE VOLADURA:

).,, COSTO ACARREO INTERNO:

COSTO UNITARIO:

TONELADA CHIMENEA VCR:

COSTO ACARREO INTERNO:

4793.33 US$

0.912US$/TM

420.182 TM

383.21 US$

VII

6.00

6.00

6.00

5.00

6.40

6.40

5.50

6.00

5.50

6.40

6.80

6.40

7.00

6.11

6.11

» COSTO EXTRACCION:

COSTO UNITARIO: 0.624 US$

TONELADAS CHIMENEA VCR: 420.182 TM

COSTO EXTRACCION: 262.19 US$

COSTO CHIMENEA VCR: 11635.59 US$

COSTO TOTAL POR TM: 27.69 US$/TM

COSTO TOTAL POR MA3: 83.07 US$/MA3

34

4.5 .- COSTO COMPARATIVO DE CHIMENEA CON EQUIPO RAISE BORING

» COSTO HUECO PILOTO:

» COSTO MINADO:

» COSTO HUECO PILOTO + RIMADO:

LONGITUD CHIMENA:

» COSTO CHIMENEA RAISE BORING:

» COSTO POR MA3:

SECCION: x(0.75)2

VOLUMEN: x(0.75)2 * 33.65

34.31 US$

127.14 US$

161.45 US$/TM

33.65 TM

5432.79 US$

59.46 M3

COSTO CHIMENEA RAISE BORING POR M3: 91.3 7 US$/M3

COSTO EQUIVALENTE CHIMENEA RAISE BORING: 12797.65 US$

4.6 .- COSTO COMPARATIVO DE CHIMENEA CONVENCIONAL

» COSTO UNITARIO: 379.80 US$/TM

» SECCION: 2.4*1.5: 3.6 M2

» COSTOS POR METRO CUBICO: 379.80 US$/ MT * 1 M/3.6M2:

105.50US$/M3

COSTO EQUIVALENTE CHIMENEA CONVENCIONAL: 14776.75 US$

27/11/01

28/11/01

30/11/01

01/12/01

04/12/01

05/12/01

06/12/01

07/12/01

10/12/01

11/12/01

12/12/01

13/12/01

CUADRO Nº 07: DATOS DE CAMPO Y COSTOS DE PERFORACIÓN

RESUMEN DE PERFORACION CHIMENEAS VCR 250-S

4 8.00 1 34.50 1 0.099 1 0.049 1 0.099 1 0.006

2 3.00 19.50 0.056 0.028 1 0.056 1 0.003

1 1.50 9.00 0.026 0.013 0.026 1 0.002

4 13.50 82.50 0.236 0.118 0.236 0.014

3 13.00 57.00 0.163 0.081 0.163 0.010

1 4.00 33.00 0.094 0.047 0.094 0.006

3 13.00 66.00 0.189 0.094 0.189 0.011

3 15.00 88.50 0.253 0.126 0.253 0.015

3 9.50 42.00 0.120 0.060 0.120 0.007

2 4.50 21.00 0.060 0.030 0.060 0.004

3 11.00 61.50 0.176 0.088 0.176 0.010

3 6.00 4.50 0.013 0.006 0.013 0.001

120

100

80

US$/M3 60

40

20

FIGURAN º 13: COSTOS COMPARATIVOS PARA LA EXCAVACIÓN DE CHIMENEAS PARA CARA LIBRE

91.37

U.07

105.5

0--r---�--�------.---------------.--------

e HIMENEA ve R CHIMENEA RAISE

BORING

CHIMENEA

CONVENSIONAL

CAPITULO V

PERFORACIÓN

37

5.1 .- PERFORACIÓN DE TALADROS LARGOS

La perforación de taladros largos se realiza con 03 equipos de perforación

como son: un DTH Túnel 60 para perforación radial con diámetro de 3 ¾", un

D.T.H. Mustang para perforación exclusivamente hacia abajo con diámetros de

3 ¾" y 4 1 /8" y un Simba H-1354 que perfora indistintamente hacia arriba o

hacia abajo con diámetros de 3" hasta 4". La secuencia de perforación de

taladros largos ha sido diseñada teniendo en cuenta los siguientes conceptos:

Dejar una distancia de 1.00 hasta 1.50 m entre la caja techo y la fila del primer

taladro. También dejar una distancia de 0.5 hasta 1.00 entre la caja piso y la fila

del último taladro (para evitar la dilución por rotura de cajas).

Se continuará con la malla de perforación actual es decir 3 x 3.5 m para

cuerpos. Pero se realizarán nuevas pruebas con la finalidad de disminuir la

voladura secundaria y las vibraciones que nos producen desprendimientos de

rocas en zona_s ya explotadas. Es necesario comentar que en el futuro nuestra

perforación será paralela y radial además su longitud abarcará distancias que

estarán por la mitad del block mineralizado.

Actualmente se está implementando una variante en la peñoración de

taladros largos, es decir en lugar de ser paralelos se están haciendo taladros radiales desde subniveles de 6.00 m X 4.00 m ubicados en la caja

techo de la estructura, distanciados cada 50 m en la vertical.

38

Cabe señalar que el Simba H-1354, es único en su género en

Latinoamérica, es totalmente electro-hidráulico, cuenta con un sistema

completo destinado para la perforación de taladros largos, la perforadora es

una COP-1838, con barras de extensión de 1.5 metros, provisto de un carrusel

para el manejo de las barras modelo RHS-27, puede perforar taladros

ascendentes y descendentes con un diámetro de taladro que varia entre 2 ½ a

4 pulgadas.

FIGURANº 14: EQUIPO DE PERFORACIÓN SIMBA H-1354

39

Por otro lado la perforadora Mustang A-32 CB-E, es un sistema de

perforación roto percusiva con martillo neumático en el fondo, con

posicionamiento hidráulico, se emplea básicamente para perforaciones

radiales hacia descendentes, perfora con barras de extensión de 1.5 m de

longitud y diámetros de perforación de 3 ¾ a 4 ½ pulgadas.

FIGURA Nº 15: EQUIPO DE PERFORACIÓN DTH MUSTANG A-

32 CB-E

40

La perforadora Down The Hale Túnel 60, es un sistema de perforación

roto percusiva con martillo neumático en el fondo, con posicionamiento

hidráulico, por su obsolescencia se emplea únicamente para perforaciones

descendentes en zonas con problemas de inestabilidad, perfora con barras de

extensión de 1.5 m de longitud y un diámetro de perforación de 3 ¾ pulgadas

( 96.25 mm)

FIGURANº 16: EQUIPO DE PERFORACIÓN DTH TUNEL 60

41

La malla de perforación y voladura ha sido diseñada usando la fórmula

de Langerford lo que explico en detalle en el capítulo de voladura,

actualmente se está haciendo estudios para optimizar dicha malla ya que en

algunos tajeas tenemos regular presencia de bancos.

CUADRO Nº 08: VIDA UTIL DE ACEROS PARA EL SIMBA H-1354

ITEM

Shanck adapte, T 45 X 60 X 730

Tubo Tac - 64 x 5'

Broca de botones retractil T-45 X 3"

Broca de botones retractil T-45 X 3. 5"

Barra de perforacion T-45X 5'

VIDA UTIL (Mts)

1,350.00

1,350.00

300.00

350.00

5,000.00

PRECIO UNITARIO

(US$)

275.00

710.00

170.00

276.00

300.00

5.2 .- CUADRO Nº 09: COSTOS DE PERFORACIÓN PARA EL SIMBA H-1354

7.1.- COSTO DE OPERACIÓN DEL SIMBA H-1354

7.2.- COSTO DE AIRE COMPRIMIDO COMPRESORA GA 45

7.3.- COSTO DE MATERIALES

7.4.- COSTO DE ENERGIA

7.5.- COSTO DE MANO DE OBRA

COSTO TOTAL DE PERFORACION CON SIMBA H-1354

(US$/Hora) (US$/MT)

46.57

2.30

83.68

4.18

6.87

143.59

2.83

0.14

5.09

0.25

0.42

8.74

42

5.3 .- CUADRO Nº 10: COSTOS DE PERFORACIÓN PARA EL MUSTANG A-32 CB (US$/Hora) (US$/MTI

7.1.- COSTO DE OPERACIÓN DEL MUSTANG A-32 ce

7.2.- COSTO DE AIRE COMPRIMiDO COMPRESORA GR 200

7.3.- COSTO DE MATERIALES

7.4.- COSTO DE ENERGIA

7.5.- COSTO DE MANO DE OBRA

COSTO TOTAL DE PERFORACION CON MUSTANG A-32 CB

5.4 .- DESVIACION DE TALADROS LARGOS

La desviación de taladros se debe a lo siguiente:

29.25

6.93

39.39

5.48

5.88

86.94

• Mal posicionamiento del equipo en lo referente al rumbo del taladro.

4.21

1.00

5.67

0.79

0.85

12.52

• Cuando la condiciones geoestructurales cambian bruscamente, en nuestro

caso hay la presencia de geodas, la presencia de fracturas tensionales, en

muchos casos de potencia considerable, con material de relleno.

• Cambio en la dureza de la roca

• Alteraciones de la roca

• Diámetro del taladro, taladros de menor diámetro son más fáciles de

desviarse en comparación con taladros de un diámetro mayor.

• Falta de estabilizadores en la columna de perforación.

• El factor humano es fundamental en el desvío de los taladros largos, los

trabajadores deben tener mucho celo en controlar las variables como son:

•

•

43

velocidad de penetración, correcta inclinación del taladro, exactitud en el

rumbo del taladro

El Simba H1354, tiene una barra estabilizadora denominada tubo Tac .

Actualmente se realiza un levantamiento topográfico de los parámetros del

taladro es decir se procede a levantar las coordenadas del collar y las

coordenadas de la llegada de los mismos, determinándose la desviación tanto

en rumbo como en buzamiento. Según la magnitud de la desviación, si es

necesario se perfora una ayuda, el control de la desviación de los taladros es

un trabajo muy tedioso, pero tenemos que realizarlo.

• La desviación con D.T.H. Túnel 60 es menor en comparación con el Simba

H1354, la diferencia esta en la velocidad de perforación, además de llevar

incorporada la perforadora en el fondo del taladro, que de alguna forma ayuda

a mantener la rectitud de la columna.

• La máxima desviación aceptable es de 5 % del diámetro del taladro en

metros.

• El método de explotación de taladros largos implica ventajas en la producción

con la utilización de los equipos de perforación, pero la rectitud de los taladros

varían con el tipo de roca, varillaje de perforación, operador, área de trabajo,

Etc.

• En la perforación de taladros largos muchas veces el burden y el

espaciamiento se reducen frecuentemente para compensar los efectos

negativos de la desviación de taladros. Que en la practica esto significa un

mayor numero de taladros perforados, un consumo adicional de varillaje de

perforación y explosivos. Todo lo cual se traduce en costos innecesariamente

•

más altos.

Estas desviaciones se corrigen considerablemente mejorando la colocación y

alineación del equipo, tener buen soporte al piso como al techo de la galería,

44

aplicando una fuerza de avance de acuerdo con las condiciones de la roca, un

emboquillado adecuado, y lo que es más importante el estado la

predisposición del operador para controlar estos parámetros sin el cual la

desviación seria incontrolable. En estudios realizados se observo que el factor

humano es atribuible el 50% del control de la desviación.

• A manera ilustrativa mostramos los planos de desviación que se están

obteniendo con los diferentes equipos de perforación en San Rafael:

FIGURANº 17: EQUIPO DE PERFORACIÓN COMPLETO SIMBA H-1357

FIGURA Nº 18: PLANO DE PERFORACIÓN

LEYENDA

Zona de Mineralización

Taladros

Punto de perforacion +

Niv 350

Niv 330

Niv 310

Niv 295

45

.. • 2 1

46

CAPITULO VI

VOLADURA

6.1 .- VOLADURA DE TALADROS LARGOS

La voladura de taladros largos se realiza progresivamente en forma

secuencial teniendo en cuenta los siguientes aspectos: Primero se realiza la

voladura de la cara libre aprovechando las chimeneas que se encuentran en

los extremos y han sido diseñadas para este fin. Se realiza la voladura en

forma escalonada de gradines invertidos que nos permite ejecutar el trabajo

en forma segura tanto para el personal como para los equipos.

El· carguío del explosivo se realizará tanto de arriba hacia abajo, como

de abajo hacia arriba dependiendo de la perforación realizada. La voladura

se realiza teniendo en cuenta el Plan de Minado en los diferentes blocks

mineralizados con diferentes leyes de mineral de Sn, que nos permite

realizar mezclas para_.

obtener una ley homogénea y acorde a las

necesidades de la Planta Concentradora. Desde los niveles de extracción se

inicia la voladura de los tajeos aplicando el Under Cut con el fin de proteger y

conservar intacta la galería paralela y las estocadas de extracción. Los

accesorios y explosivos que se utilizan son fulminantes con retardo y booster

de 1/3 de Lb para iniciar la carga explosiva de ANFO, Exagel o Slurrex

(estos dos últimos en presencia de agua). Desde los inicios de la aplicación

de los taladros largos se introdujeron explosivos como ANFO y del tipo

emulsión, por su resistencia al agua y potencia relativa.

Como la tendencia de la industria minera subterránea es a taladros de

mayor longitud y diámetro. Esto significa que más kilos de explosivo están

siendo volados instantáneamente, siendo mayores los daños causados por

las vibraciones producto de las voladuras masivas lo que originó que en San

Rafael se tuvieran problemas con la estabilidad de las galerías de

47

extracción, por lo que se optó por el uso de los deks siendo el propósito de

esto, asegurarse que la detonación no se propague a lo largo de todo el

taladro. Estas vibraciones dan lugar a unos esfuerzos dinámicos que pueden

producir daños a las labores o instalaciones próximas para lo cual es

necesario determinarse la cantidad máxima de explosivo observando lo

siguiente:

• La relación longitud de carga /diámetro debe mantenerse sobre 20 para

obtener buena fragmentación.

• La longitud y el tipo de retacado intermedio deben ser tal que no se

produzca la detonación por simpatía.

• El material de retacado tenga una granulometría próxima a 1 /20d.

• Los disparos se realizan en forma ascendente es decir del under cut

hacia la parte superior

En el cuadro Nº 11 se muestran los costos operativos comparativos entre un

minado con subniveles µbicados cada 25 metros y 50 metros respectivamente.

48

CUADRO Nº 11: PARAMETROS DE TALADROS LARGOS

PARAMETROS SIMBA H-1354 D.T.H. TUNEL 60 BOOMER H-282 MUSTANG A32

LONGITUD DE PERFORACION (Mt.) 22 22 3.5 22 BROCA DE APERTURA 4:·1/2" 41/2" 41/2" DIAMETRO DE TALADROS 41 mm. HACIA ARRIBA 3" 41/8" HACIA ABAJO 31/2" 3 3/4" RENDIMIENTO (Mts./ Tumo) 120 33 160 50(75) TURNOS DE TRABAJO POR DIA 2 2 2 2 DIAS DE OPERACIÓN AL MES 25 25 25 25 METROS PERFORADOS AL MES 6,000 1650 8000 2500 (3750)

IIYlf ,L.l.l�v L.IL.. f L..I" v1,1'\vlVl'II \IYIL.:I. A IU- \

CUERPOS : ARRIBA 2.0X2.5 1.0X 1.0 -

ABAJO 2.7 X3.0 3.0X3.0 3.0 X 3.0 ( 3.2 X 3) -

VETAS : ARRIBA 2.0X2.5 - -

ABAJO 2.5X3.0 2.7 X3.0 2.7 X3.0 INDICE DE PERFORACION (TM X M) CUERPOS : ARRIBA 8 1 17 (17.5)

-

ABAJO 13 17 -

VETAS : ARRIBA 8- -

ABAJO 10 13 13

CUADRO N 12: CARACTERISTICAS TECNICAS DE LOS EXPLOSIVOS UTILIZADOS EN LA VOLADURA DE TALADROS LARGOS

Densidad Velocidad de Presion de Precio

Resistencia ITEM Detonacion ( detonacion ( unitario

(g rs/cm3) al agua Mts/seg) en Kbar) (US$/Kg)

Examon P 0.80 2800-4800 50 0.54 ------------------

Exagel E65 (emulex 420) 1.13 5200 100 1.82 Excelente

Slurrex AP 60 1.28 5400 90 0.74 Excelente

Slurrex AP 80 1.26 5600 95 0.74 Excelente

Gelatina especial (75 % 1118 x 8) 1.38 5500 140 2.19 Excelente

��

50

6.2 .- DISEÑO DE MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA

Para el diseño de la malla de perforación existen distintos modelos matemáticos que nos proporcionan valores aproximados requiriéndose para esto, conocimiento de las características físico-mecánicas de las rocas

1

explosivos, Y diámetro del taladro, así como la resistencia a la tensión,

compresión, elástica, etc. Estas variables estocásticas pueden ser

clasificadas en:

VARIABLES NO CONTROLABLES:

./ Características geomecánicas del macizo rocoso ../ La geología regional, local y estructural../ La hidrología ../ Los aspectos geotécnicos.

VARIABLES CONTROLABLES:

./ Geometría del disparo ../ Características físipo-químicas explosivos .

./ Orden de encendido "retardos" ../ Fragmentación requerida.

En San Rafael inicialmente los diseños de perforación que se aplicaron

fueron las perforaciones en abanico, pero las limitaciones del equipo de

perforación hacían difícil el control en la perforación y voladura ocasionando

presencia excesiva de bancos que requería voladura secundaria con altos

costos y un bajo índice de perforación. Esto nos obligó a modificar este

diseño por una perforación paralela. Para ello fue necesario ampliar la labor

de preparación en todo lo ancho de la estructura mineralizada, es decir hasta

los limites de las cajas techo y piso.

Los nuevos diseños nos permitieron un mejor control en cuanto a la

perforación y voladura, mejorándose además la fragmentación y los índices

51

de perforación en un 100%. La perforación paralela presenta el

inconveniente de las desviaciones especialmente en los equipos de

perforación electro hidráulicos por el orden del 5% con el simba H-157 y

con el simba H-1354 2.5%, con el DTH se están obteniendo las menores

desviaciones.

El diseño de la malla de perforación se ha realizado aplicando el

algoritmo de Langerfors, el cual arroja resultados de diseño para una malla

cuadrada con un rango del burden de perforación y el espaciamiento

requerido teniendo en cuenta la dureza del mineral, fragmentación

requerida, diámetro del taladro, longitud del taladro. Orientación, tipo de

explosivo, precisión del emboquillado, etc. La formula de Langerfors es como

se detalla a continuación.

B:

D:

C:

PRP:

F:

S/B:

De:

B = (D /33) *-/(de* PRP)/(c * f * (S / B))

Surden ( Mts )

Diámetro del taladro ( mm )

Constante de roca= 0.40+ 0.75 rocas duras y 0.3+ 0.75 rocas

medias

Potencia relativa del explosivo en peso

Factor de fijación= 0.85 ( barrenos inclinados )

Relación Burden - espaciamiento = 1.25

Densidad de carga ( Kgs / dm3 )

El valor del burden (Bp) practico esta en función al burden máximo "B"

aplicando una corrección por desviación de los taladros y error de

emboquillado.

Bp= Bm-2D-0.02L siendo L la longitud del taladro.

Los valores obtenidos son:

BP =2.48 m para examón

BP = 3.08m para emulsiones

Longitudes de perforación: 22m a 30m

52

Estos valores fueron ajustados en el terreno con la finalidad de mejorar

la fragmentación, mejorando la precisión de la perforación y evitar en lo

posible la voladura secundaria. Los valores con las cuales actualmente se

trabajan se muestran en el siguiente cuadro

CUADRO Nº 13: BURDEN Y ESPACIAMIENTO SEGÚN EL EQUIPO DE PERFORACION Y DIAMETRO DE TALADRO

EQUIPO DIAMETRO BURDEN ESPACIAMIENTO , •

Pulg. m m

Simba H-157 2½ 1.6 2

Simba H-1354(Cuerpos) 3½ 3 3

Simba H 1354 3 2.5 2.5

0TH 3¾ 2.7 3

53

FIGURANº 19: ESQUEMA DE CAGUIO DE TALADROS LARGOS

6.3 .- SECUENCIA DE MINADO

Para la secuencia de minado debemos integrar los Blocks de mineral

que van a ser minados, por ejemplo en la explotación de los blocks de

mineral que van del nivel 31 O al nivel 200 es simple ya que solo tiene dos

direcciones en los extremos: una que va de norte a sur y otra de sur a norte.

También en estos niveles se tiene a prueba un tajo piloto en el denominado

Tajo (200-1 O)S correspondiente al Cuerpo 31 O S. Este tiene como niveles de

perforación:

54

./ Nivel 295. Con perforación hacia arriba hasta el 310 y hacia abajo

hacia el nivel 250. Los taladros tendrán longitudes de 15 hasta 35

metros .

./ Nivel 250. Con perforación hacia arriba, con taladros hasta de 25

metros, y hacia abajo con taladros de hasta de 32 metros .

./ Nivel 200. Con perforación a manera de Undercut hacia arriba. Con

taladros hasta de 22 metros.

La perforación es combinada entre los equipos Simba H-1354 y DTH

Mustang A-32. El Simba nos permite realizar las perforaciones hacia arriba

en los niveles 295, 250 y 200; y hacia abajo en las zonas de veta. El

Mustang nos permite realizar las perforaciones hacia abajo en los niveles

295, 270, 250 y 225 en las zonas de cuerpo. La voladura se seguirá

realizando como se viene haciendo en los actuales niveles de producción;

pero en la voladura del tajo piloto (200-10)S cuerpo 310-S, esta va a la par

con la perforación, pues primero se perfora los taladros hacia arriba desde

los niveles 200, 250 y 295, para inmediatamente ser disparados e ir dejando

las condiciones para la pE:)rforación debajo de los niveles 295 y 250.

La extracción en forma de gradines, es siguiendo la secuencia de la

voladura; además es racional y equilibrada entre los tajos de alta ley y de

baja ley, de tal forma que se mantenga la ley de cabeza a 5.2 % Sn. Se ha

estimado la producción de tajos en los siguientes 4 años, manteniendo el

equilibrio de Tonelaje y ley para mantener la ley de cabeza de 5.2 % Sn. Con

una producción diaria de 2,500 TM/día a continuación se puede ver el gráfico

explicativo del ejemplo mencionado.

55

FIGU RANº 20: SECUENCIA DE MINADO PARA EL TAJEO 200-10S

NlV.295

/ NlV.250 Se dispara

..--r-.---,---¡---,--,----,----,--,-----.----,----,---.--A la vez

NlV.200

Perforar Primero y luego disparar

·jf''

,� ·1n ir i '(f

-

Segundo disparo 'l.' l.' .. ' ..

Perforar ydisparar

Segundo n ,i, V Perforary

disparo

1 1

disparar

'

Primer disparo 1, l. ' .. ,j .. ' l. ' .. ,j l.

DISPARADO n

CUADRO Nº 14: COSTOS UNITARIOS DE VOLADURA DE TALADROS LARGOS SEGÚN EL TIPO DE EXPLOSIVO UTILIZADO

1.-TAJEO 310 - 04 N ( banco 330): Taladros secos

Longitud de taladro = 25 Mts Diametro de taladro= 3 3/4 pulgadas ( D.T.H.) lnclinacion= 55 º

Longitud de taco = 2.5 Mts Longitud de columna de carga = 22.25 Mts Longitud libre ( abajo ) = 0.25 Mts Numero de taladros por fila = 3 taladros Tonelaje por fila = 820 ton Ley estat'lo = 7.85 % Valor del mineral = 414.4 US$ / ton Densidad del examon P = 0.8 Grs / Cm3

EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS

EXAMON P TECNEL PERIODO CORTO ( 20 MTS) BOOSTER 1 /3 LB ( B M -1 5 O ) COR DON DETONANTE 3P FULMINANTE Nº 6 MECHA RAPIDA GUIA DE SEGURIDAD CONECTORES \.IVO IV i:;l..,(UlrV \.11"\f"\\,:,UIV I l"\Ll"\Uf"\VO

IA0�íl�

MANO DE OBRA

3.75

22.25

800 TOTAL MATERIAL POR

COSTO UNITARIO FILA

380.70 0.54 US$ / Kas 06 Pz 3.66 US / Kgs 06 Pz 1.3 US$ / Pz 20 Mts 0.14 us$/Pz 02 Pz 0.1 O us$ / Pz

0.2 Mts 0.31 us$ / Pz 06 Mts 0.10 us$/Pz 02 Pz 0.15 us$/Pz 3 Tal. 0.87 US$ / Tal.

02 Tareas 38.82 US$ / Tarea 1 COSTO TOTAL POR FILA =

tcoSTO UNITARIO VOLADURA TALADROS LARGOS=

COSTO TOTAL POR FILA

205.58 21.96 7.80 2.80 0.20 0.06 0.60 0.30 2.61

77.64 319.55

0.389 US $/Ton

CUADRO Nº 15: COSTOS UNITARIOS DE VOLADURA DE TALADROS LARGOS

SEGÚN EL TIPO DE EXPLOSIVO UTILIZADO

2.- TAJEO 370 - 20 N ( banco 430): Taladros con agua

Longitud de taladro = 26 Mts Diametro de taladro= 3 3/4 pulgadas ( D.T.H.) lnclinacion= 48º

Longitud de taco = 2.5 Mts Longitud de columna de carga = 23.25 Mts Longitud libre ( abajo ) = 0.25 Numero de taladros por fila = 3 taladros Tonelaje por fila = 820 ton Ley estaf\o = 4.35 o/o Valor del mineral = 229.636 US$ / ton Densidad Slarry AP-60 = 1.28 Grs / Cm3

3.75

23.25

1280

EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS TOTAL MATERIAL POR

COSTO UNITARIO FILA

SLARRY AP 60 636.50 0.74 US$ / Kgs TECNEL PERIODO CORTO ( 20 MTS) 06 Pz 3.66 US / Kas BOOSTER 1/3 LB ( BM-150) 06 Pz 1.3 US$ / Pz CORDON DETONANTE 3P 20 Mts 0.14 us$ / Pz FULMINANTE Nº 6 02 Pz 0.10 us$ / Pz MECHA RAPIDA 0.2 Mts 0.31 us$ / Pz GUIA DE SEGURIDAD 06 Mts 0.10 us$ / Pz CONECTORES 02 Pz 0.15 us$ / Pz COSTO EQUIPO CARGUIO TALADROS LARGOS

MANO DE OBRA 02 Tareas 38.82 US$ / Tarea I COSTO TOTAL POR FILA =

lcoSTO UNITARIO VOLADURA TALADROS LARGOS=

COSTO TOTAL POR FILA

471.01 21.96 7.80 2.80 0.20 0.06 0.60 0.30

77.64 582.37

0.7102 US $/Ton

-

CUADRO Nº16: COSTOS UNITARIOS DE VOLADURA DE TALADROS LARGOS

SEGÚN EL TIPO DE EXPLOSIVO UTILIZADO

3.- TAJEO 370 - 20 N ( banco 430) : Taladros con agua

Longitud de taladro = 26 Mts Diametro de taladro= 3 3/4 pulgadas ( D.T.H.) lnclinacion= 48º

Longitud de taco = 2.5 Mts Longitud de columna de carga = 23.25 Mts Longitud libre (abajo) = 0.25 Numero de taladros por tila = 3 taladros Tonelaje por tila = 820 ton Ley estano = 4.35 % Valor del mineral = 229.636 US$ / ton Densidad Exagel E-65 = 1.13 Grs / Cm3

3.75

23.25

1130

EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS TOTAL MATERIAL POR FILA COSTO UNITARIO

EXAGEL E 65 561.91 1.82 US$ / Kgs TECNEL PERIODO CORTO ( 20 MTS) 06 Pz 3.66 US / Kgs BOOSTER 1/3 LB ( BM-150) 06 Pz 1.3 US$ / Pz CORDON DETONANTE 3P 20 Mts 0.14 us$/Pz FULMINANTE Nº 6 02 Pz 0.10 us$/Pz MECHA RAPIDA 0.2 Mts 0.31 us$ / Pz GUIA DE SEGURIDAD 06 Mts 0.10 us$/Pz CONECTORES 02 Pz 0.15 us$ / Pz COSTO EQUIPO CARGUIO TALADROS LARGOS MANO DE OBRA 02 Tareas 38.82 US$ / Tarea

1 COSTO TOTAL POR FILA = !COSTO UNITARIO VOLADURA TALADROS LARGOS=

COSTO TOTAL POR FILA

1022.67 21.96 7.80 2.80 0.20 0.06 0.60 0.30

77.64 1134.04

1.383 US $/Ton

CUADRO Nº 17: COSTOS DE MINADO

A) LABORES DE PREPARACION :

ICosto Unitario Preparacion ( U$S / TM j

B) EXPLOTACION:

-

., .'.!

.... .

-- .

�

Perforacion T. Largos Voladura

Sosteniminto Acarreo

Extraccion .l ·-

Supervlsion Otros

Costo Unitario Explotacion ( U$S / TM )

COSTO UNITARIO (U$/TM) =

SUBNIVEL

cada 25 m

T. Paralelos

0.7541

0.8470

0.6466

0.3103

0.7813

0.6591

0.1260

0.1850

3.5553

4!3094 ·. �J

SUBNIVEL

cada 50 m

T. Radiales

0.3706

0.9992

0.7539

0.0893

0.7813

0.6591

0.1260

0.1850

3.5938

r 3:9_&,44 ·J

AHORRO

UNITARIO

baja en un 51 %

aumenta en un 18% aumenta en un 17% baja en un 71 %

aumenta en un 3.85 %

0.34501

60

CAPITULO VII

ACARREO Y EXTRACCIÓN

7.1 .- ACARREO Y EXTRACCIÓN DEL MINERAL

El acarreo interno y la extracción posterior a la planta concentradora se

realizan de dos formas:

• Utilización de ore passes que son alimentados con scooptrams de 6.00

yardas cúbicas a través de parrillas de 18" x 18" en los que operan rompe­

bancos electro-hidráulicos y luego son cargados a los camiones-volquetes

a través de tolvas hidráulicas.

• Carguío directo a los camiones-volquetes con scooptrams de 6.00 yardas

cúbicas, en los tajeas o galerías de preparación

7.2 .- SISTEMA ACTUAL DE EXTRACCIÓN

De acuerdo al planeamiento, en la mina se distinguen tres zonas :

La Zona Alta, ubicada sobre el nivel 431 O donde a la fecha prácticamente se

esta concluyendo su explotación, quedando solo 459,709 TM de reservas de

mineral minable. La Zona Intermedia, comprende el minado actual por debajo

del nivel 431 O, esta zona se encuentra en explotación teniendo como nivel de

extracción el Nivel 4200 y debajo de este ultimo Nivel se están realizando

trabajos de preparaciones de los futuros tajeas a ser minados, tiene como base

el nivel 3950 y al ritmo de producción actual se estima su operación en 17

años. Cabe mencionar que en esta zona tenemos una reserva minable de 12M

de toneladas. Finalmente la Zona Baja, se sitúa por debajo del nivel 3950,

además esta es la zona donde se realizan actualmente trabajos de

exploraciones y desarrollos, el último nivel de esta zona a la fecha es el nivel

61

3850. Las reservas probadas de esta zona, están en el orden de 1.5M de

toneladas.

La extracción de minerales debajo del Nivel 4200 tiende a ser

antieconómica por lo que será necesario implementar otras alternativas que

garanticen una extracción óptima. La extracción de mineral de acuerdo al

planeamiento de minado proyectado debe extraer de la zona alta 459,709 TM,

de la zona intermedia un total de 12M de toneladas y de la zona baja 1.5M de

toneladas. -El ritmo de producción será de 2,500 TM/día, 70,000 TM/mes y

840,000 TM/año.

La extracción de mineral del yacimiento se realiza mediante la rampa con

el uso de equipos diesel, siendo estos volquetes de 15 m3 cuya capacidad de

transporte es de 23 TM. Los que deben recorrer en el caso de la zona

intermedia una longitud promedio de 3,500 m, para el cumplimiento del

programa de producción diario de 2500 TM/día se emplea una flota de cinco

volquetes con uno en stand by los cuales tiene una operación horaria efectiva

de 20 horas /día, ello implica que cada equipo realiza 21 viajes/día y un total

500 TM/día cada volquete.

Con el mismo criterio del análisis anterior se deduce que al incrementar

las distancias de transporte, la flota de volquetes debe incrementarse hasta en

siete unidades para satisfacer los requerimientos de la producción. Pero con

los consiguientes inconvenientes operativos como son: menor productividad,

incremento en los costos operativos y generando mayor contaminación en el

ambiente de trabajo, como consecuencia distorsionando el sistema de

ventilación.

7.3 .- RENDIMIENTO OPERATIVO

Los rendimientos de los equipos son parámetros que determinan la

capacidad de producción y la rentabilidad. Por ello es indispensable conocer

62

porque nos servirá para llevar a cabo una planificación de los trabajos y la

selección de los equipos mas adecuados, de su tamaño y número. Si bien es

cierto los equipos desde su diseño tienen un rendimiento teórico determinado,

pero el correcto funcionamiento de los equipos depende de la formación de los

operadores por lo que el rendimiento final del conjunto hombre-máquina es lo

que denominamos rendimiento operativo que en realidad nos interesa.

El rendimiento operativo en las condiciones actuales es:

• Capacidad de volquete : 15 m3

• Factor de llenado : 88 %

• Horas efectivas de trabajo : 50 minutos

• Horas efectivas por día : 20 horas

CUADRO Nº 18: DE RENDIMIENTO DE VOLVOS SEGÚN LA DISTANCIA DE

EXTRACCION

, • ,

Tolva Dist. Ciclo Viajes/H Tm/Hr. Veloc. Veloc. Km. Min. r. Cargado Retorno

Km/Hr. Km/Hr. OP - 68 2.24 16.95 2.95 70.84 12 22 e 330 2.40 20.00 2.50 60.14 11 22 OP 95 2.86 22.62 2.21 53.13 10 21

OP- 3.21 24.04 2.08 49.90 10 20 295

e 270 3.34 26.88 1.86 44.62 10 20 Nv- 3.50 32.26 1.55 37.26 10 20 200

OP- 4.56 33.56 1.49 35.80 9 19 125

OP- 5.32 36.49 1.37 32.89 9 18 192

OP- 6.45 47.17 1.06 24.36 9 18 226

FIGURA Nº 21: CURVA DE RENDIMIENTO DE

TRANSPORTE

o w 80.00 O:: 70.00 <( O 60.00 <( ......... w � 50.00 ºº O I 40.00 1- --

� E 30.oo � 20.00

� 10.00

� 0.00

A 7f'\OA

2.24

�3.13

---- A< on

-e-.35.¿__ ',., -

2.86 3.21 3.60 5.32

-. 24.36

6.45

DISTANCIA DE ACARREO DE SUPERFICIE A ORE PASS-(KM.)

63

El rendimiento de los volquetes de transporte de mineral de acuerdo al

gráfico Nº 21 se puede observar que el rendimiento disminuye en el orden de 4

TM/Km lo que demuestra que en la zona baja será antieconómico continuar

con el sistema de transporte de volquetes en la rampa actual.

7.4 .- DESVENTAJA A LARGO PLAZO

Si continuamos con el sistema de extracción, es decir los camiones­

volquete de 23 TM de capacidad, para extraer el mineral de las partes

profundas del yacimiento tendríamos lo siguiente:

Seria necesario una flota mayor camiones para cumplir con la producción

de 2,500 TM de mineral y 500 TM de desmonte por día con un promedio de

distancia vertical de 450 m, sin embargo los cálculos indican que el máximo

tonelaje a extraer con volquetes de 23 TM en una rampa única con una

distancia vertical de 250 m es de 1500 o 2500 TM, esta limitación es causada

por problemas de trafico por el numero de vehículos (producción y servicio)

viajando en la rampa. Las demoras causan una reducción en la performance

que puede disminuir el tonelaje de mineral de la mina (TM/día). El tránsito de

64

mayor cantidad de unidades también requiere incrementar el caudal de aire

fresco y puede ser un factor importante el mantenimiento de vías. Por

consiguiente será necesario implementar otro sistema de extracción de mineral.

7.5 .-ALTERNATIVAS DE SISTEMAS DE EXTRACCIÓN

Teniendo en cuenta las actuales condiciones de operación del sistema de

extracción y las desventajas que estas tendrán en un plazo muy cercano, se

han planteado otras alternativas técnico-económicas, siendo estas las

alternativas siguientes:

• Pique con volquete

• Faja transportadora

• Pique con faja transportadora

7.6 .-ANÁLISIS DE VOLQUETES

Cabe señalar que actualmente estamos efectuando la extracción de

Mineral desde los diferentes Ore Passes y Galerías de extracción hasta la

Planta concentradora mediante camiones-volquete lntercooler marca Volvo, por

lo tanto contamos con datos operativos reales que para este caso se muestran

líneas abajo. El siguiente análisis es para determinar en el costo de extracción

desde el Nivel 431 O hasta superficie mediante camiones-volquete de 23 TM de

capacidad y son como a continuación se describe:

• Capacidad efectiva del volquete

• Gradiente de rampa

• Peralte

cunetas

• Ciclo de trabajo

23 TM

1 O % negativa

1.5 % del eje hacia las

32min.

• Tonelaje por hora

• TM de mineral a ser transportado

• Nº de camiones necesarios

50.24 TM/hr

3,000 TM /día

3 mas 1 en stand by

• Ventilación natural por el cicuito Rampa 523 y chimeneas de

ventilación

• Costo Operativo por Tonelada 0.75 USS/TM

_ 1.80 :E: t-t::: 1.60

2. 1.40

o 1.20D.

� 1.00t-

� 0.80 o

� 0.60

n. 0.40o

o ti 0.20o

0.00

GRAFICO Nº 22: CURVA DE COSTO OPERATIVO DE

TRANSPORTE CON VOLQUETES

� y¡;

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1.1,sq/

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c.: 1 1 c.: 1 1 1 c.: c.: o (.) (.) o c.: u (.)

o o

o

1. 42

o o N .., V

<D <O N N

1

(.)

DISTANCIA DE TRANSPORTE DE ORE PASS A SUPERFICIE (KM.)

65

El costo de operación de transporte en promedio es de O. 750 US$/TM,

como se puede observar en el gráfico Nº 22 el costo unitario tiende a una

variación en función a la distancia a transportar siendo este un valor de 0.24

US$/TM-Km.

66

CUADRO Nº 19: COSTOS PARA EL CAMION-VOLQUETE DESDE EL NIVEL 4200

HASTA SUPERFICIE

(US$/Hora) (US$/TM)

5.1.- COSTO DE PROPIEDAD 10.97 0.34

5.2.- COSTO DE OPERACIÓN 18.85 0.58

5.3.- COSTO DE MANO DE OBRA 5.10 0.16

COSTO TOTAL EXTRACCION CON VOLVO INTERCOOLER Nº 16 34.92 1.08

67

CAPITULO VIII

SOSTENIMIENTO Y OTROS

8.1 .- SOSTENIMIENTO

En los By passes y estocadas de los niveles de extracción se colocan

pernos de anclaje con resinas y mallas de protección, este tipo de

sostenimiento por tener costos muy elevados están siendo sustituidos por los

Split Set. Estamos en pleno proceso de evaluación para determinar el monto de

ahorro en los costos y la calidad de sostenimiento que nos dé una garantía

similar a la de los pernos con resina.

En cuanto a los niveles intermedios que nos servirán para la perforación

de taladros largos se realizan dos tipos de sostenimiento el primero similar al

descrito anteriormente y el segundo en la caja techo todo el lateral es perforado

a una longitud de 6.00 metros con una malla de perforación de 2 x 1.5 m, en

estos taladros se introduce una varilla de fierro corrugado de 5/8" y luego se

cementa con una bomba de aire comprimido hechizo.

8.2 .-GEOMECÁNICA

Recientemente se está implementando el Área de Geomecánica que nos

apoyará a solucionar algunos problemas como son:

./ Mapeo Geotécnico de toda la Mina San Rafael

./ Dimensionar los puentes y pilares de minado

./ Estabilización de labores de minado

./ Selección de otras alternativas de explotación como es el método de

explotación selectivo con relleno en pasta, etc.

Otro aspecto a considerar es el aspecto desprendimiento de las cajas en

los tajeas después de la voladura. Esta correción debemos lograrla mejorando

68

la sección de una labor en preparación, malla de perforación y la distribución de

explosivo a utilizar.

FIGURA Nº 23: ESTABILIDAD DE LABORES

' ' ' ' ' ' ' ' '

Area favorable para Desprendimiento y dilución

' ' ' ' ' .._ _ _, NO (Sección que' ' ' .---_,compromete la ' ' ' '

' ' ' ' ' ' ' ' ' ' ' ' \

',,Caja techo' ' ' '

' '

estabilidad de las cajas)

' ' Caja piso ',, ',,

', ',, _..--4 : SI, (_Sección inscrita

\,',,,C :),\��--,: (Umcamente en la

--L,---___ ___._......,_, -'

' ' ' ', '

8.3 .- VENTILACIÓN

Las mediciones realizadas en los circuitos de ingreso de aire limpio a la

mina dieron un total de 126 m3/seg.

CUADRO Nº 20: CAUDAL DE AIRE MEDIDO ANTES DE EJECUTAR EL PROYECTO DE VENTILACIÓN

CIRCUITOS AREA LABOR (m2) VELOCIDAD AIRE FLUJO AIRE (m3/s)

Rampa 5.2 X4.2 Variada 70

San Rafael 3.0X2.0 Variada 31

Zapata 3.0X2.0 Variada 25

TOTAL 126

8.3.1 .- REQUERIMIENTO FUTURO

Después de haber realizado un análisis de

• Cantidad de equipo diesel

• Cantidad de personal

• Temperatura de las aguas calientes

• Temperatura de áreas de trabajo

69

Se hizo una simulación teniendo en cuenta todos los parámetros que se

contemplan en el Reglamento de Seguridad e Higiene Minera, dando como

resultado que nuestro requerimiento futuro será el siguiente:

CUADRO Nº 21: REQUERIMIENTO DE AIRE LIMPIO A FUTURO

CIRCUITOS AREA LABOR (m2) VELOCIDAD AIRE

Rampa 5.2 X4.3 4.2 m/seg

San Rafael 4.0X4.0 6.5 m/seg

Zapata 4.0X4.0 6.5 m/seg

TOTAL

Con lo cual se obtendrían:

• Temperaturas menores a los 30 ºC

FLUJO AIRE (m3/s)

100

70

70

240

• Mantener el tope rampa con un flujo de aire mínimo de 30 m3/seg

• Mantener en los tajeas un flujo de aire mínimo de 25 m3/seg

8.3.2 .- TRABAJOS A REALIZAR

Luego del análisis respectivo en los circuitos de ventilación se determinó

que se deben realizar los siguientes trabajos para cubrir las necesidades de

aire a futuro:

70

• Desquinches de las chimeneas de ingreso de aire limpio de 3.0 m x 2.0

m a 4.0 m x 4.0 m

• Ejecutar una chimenea con equipo Raise Boring de 3.8 m de diámetro

que comunicará desde el Nivel 050 hasta superficie

• Instalación de ventiladores, colocar más puerta de ventilación y

comunicar el cicuito de ventilación denominado Zapata con San Rafael.

Cabe señalar que el costo de dichos trabajos asciende a tres millones de

dólares habiéndose realizado el 70% de los mismos, faltando ejecutar a la

fecha sólo un 30%.

FIGURA Nº 24: EQUIPO RAISE BORING CON EL QUE SE ESTÁN

EJECUTANDO LAS CHIMENEAS DE 3.82 METROS DE DIÁMETRO

CUADRO Nº 22: DATOS GENERALES DEL EQUIPO

DIMESION DEL EQUIPO HAL TURA EN POSICION RETRACTIL HAL TURA EN POSICION EXTENDIDA

BROCA Y CABEZA RIMADORA BROCA TRICONICA CABEZA RIMADORA PESO DE CABEZA RIMADORA

LONGITUD DE PERFORACION NOMINAL MAXIMO AVANCE DE PILOTO AVANCE DE 50.00 m/dla

AVANCE DE RIMADO AVANCE DE 10.50 m/día EN MAT VOLCANICO (132 TM) AVANCE DE 9.00 m/día EN MAT GRANITO (113 TM) AVANCE MAxlMO 16.00 m/dia

CONSUMO DE AGUA PARA PERFORACION PILOTO PARA RIMADO

PRESICION MARGEN DE ERROR

8.4 .- PRODUCTIVIDAD

8.4.1 .- ESTANCARES DE EQUIPOS

./ Simba H- 1354:

./ D.T.H Tunel 60:

./ Mustang A-32:

./ Scoop de 6 yd:

./ Rompebancos:

./ Volquete volvo NL-12:

./ Personal preparación y desarrollos:

./ Personal Explotación:

6.00METROS 9.00METROS

381 mm0 3.82M0 PESO DE MASA 10000 Kg

500m 1010 m

1000 lt/hora 1000 lt/hora

99% 1% MAXIMO

100 m /Tumo

33 m/Tumo

75 m /Tumo

625TM/Tumo

625TM/Tumo

230TM/Tumo

21 TMH

35TMH

71

72

8.5 .- CUADRO Nº 23: PRODUCCION DE CONCENTRADOS DE ESTAÑO y

LEYES

238.00

1971 400.00 400.00 42.30

1972 334.00 334.00 40.70

1973 549.00 549.00 40.30

1974 361.00 361.00 38.83

1975 614.92 614.92 44.53

1976 743.38 743.38 41.25

1977 834.61 834.61 43.82

1978 1,744.56 1,744.56 42.23

1979 2,363.00 2,363.00 41.59

1980 2,841.28 2,841.28 42.31

1981 3,470.46 3,470.46 42.18

1982 3,973.44 3,973.44 42.09

1983 6,027.23 1,340.16 7,367.39 38.27

1984 6,285.07 2,435.58 8,720.65 37.93

1985 7,086.69 3,023.35 10,110.04 37.38

1986 8,490.84 2,391.45 10,882.29 42.95

1987 9,706.00 1,640.00 11,346.00 46.45

1988 7,922.00 1,630.00 9,552.00 43.91

1989 9,305.00 3,708.00 13,013.00 39.05

1990 8,937.00 2,885.00 11,822.00 43.81

1991 5,415.00 6,648.00 1,887.00 13,950.00 46.93

1992 10,846.18 6,897.98 3,258.86 21,003.02 49.73

1993 16,194.92 8,089.47 4,003.67 28,288.06 50.59

1994 23,955.67 10,113.87 6,366.62 40,436.16 50.14

1995 23,409.19 9,748.09 6,324.74 39,482.02 50.35

1996 31,336.73 12,916.24 9,389.12 53,642.09 50.34

1997 33,387.06 12,262.46 8,087.04 53,736.60 52.02

1998 31,078.79 11,764.65 6,730.771 49,574.15 52.26

1999 36,915.61 12,420.27 9,855.498 59,191.37 51.74

80,000.00

70,000.00

50,000.00

en � 40,000.00

30,000.00

20,000.00

10,000.00

FIGURANº 25: CONCENTRADO PRO DUCIDO

AÑO 1991 - 2000

o oo I.A , ' ' u-. ' ' ' u-1 ' ' ' u--t ' ' ' u-1 ' ' , · 7 . 1 1

11.11,u-11,,u,,,,u.,,,u,,,,�1 1 1 1 (

1991

DJIGS I 5415

DMESAS I 6648

DFWTAC/ON 1 1887

D TOTAL I 13950

1992

10846

6898

3259

21003

1993

16195

8089

4004

28288

1994 1995

23956 23409

10114 9748

6367 6325

40436 39482

1996 1997 1998 1999 2000

31337 33387 31079 36916 45842

12916 12262 11765 12420 13353

9389 8087 6731 9855 11706

53642 53736 49574 59191 70901

74

CONCLUSIONES

./ La mina San Rafael procesa actualmente 2,500 TMD, es decir 70,000 TM al

mes Y 840,000 TM al año, con una ley de cabeza de 5.20% de Sn. Todo el

mineral es producido mediante laboreo subterráneo, el mineral procedente

de la Mina es extraído hasta la Planta Concentradora mediante una rampa

de pendiente negativa de 10% con camiones-volquetes de 15 metros

cúbicos de capacidad de tolva .

./ Actualmente la Mina San Rafael está introduciendo diferentes tecnologías

en las diversas áreas del proceso productivo minero, tales como método de

minado, perforación, voladura, acarreo interno, extracción de mineral,

relleno, ventilación, etc., logrando a la fecha altos índices de productividad

los mismos que han redundado en los costos directos de operación

bastante competitivos a niveles internacionales .

./ Las reservas de mineral a la fecha ascienden a 14'475,985 TM con una ley

de 5.10% de Sn, lo que le da una vida de 17.2 años al ritmo de producción

actual . Cabe señalar sin embargo que desde el nivel 3850 hacia abajo se

encuentran en pro.ceso de exploración las paralelas a la veta principal San

Rafael denominadas Vicente y Jorge con resultados favorables lo que

puede incrementar a futuro las reservas de mineral consiguientemente

incrementar la vida de la Mina .

./ El método de explotación actual es el banqueo por subniveles o Sulevel

Stoping en su variante Long Blast Hole (LBH) usando taladros paralelos y

radiales de longitudes que oscilan entre 15 y 30 metros, cuyos diámetros

están en el rango de 3 5/8" a 4 1 /8" dependiendo de la potencia de la

estructura mineralizada. Los subniveles de perforación y voladura están

ubicados a una distancia vertical de 25 metros y actualmente se está

incrementando dicha altura a 50 metros.

75

./ Para la perforación de taladros largos anteriormente se hacían

desquinchando los subniveles en toda la potencia de la estructura

mineralizada, dejando pilares intermedios en la zona de cuerpos, pero

actualmente en la preparación para la perforación de taladros largos se

excava un subnivel en límite de la caja techo de 6m x 4m de sección, lo que

nos ha permitido una importante reducción de costos en la perforación del

orden del 51% con respecto a la preparación anterior es decir de 0.7541

US$ITM a 0.3706 US$/TM .

./ En cuanto al desarrollo cabe resaltar la implementación de la técnica de

chimeneas con el método VCR en la excavación de la chimenea que sirve

como cara libre para dar inicio a la voladura de taladros largos en un tajea.

Es decir este es un método con menores riesgos de seguridad y de menor

costo con respecto a los métodos tradicionales de excavación de

chimeneas, lo que nos ha permitido una reducción de costos del 21 % con

respecto a una chimenea convencional, es decir de 105.5 US$/m3 a 83.07

US$/m3 .

./ La perforación de taladros largos en San Rafael cuenta con equipos de

última generación _como el Simba H1354, que es un equipo electrohidraúlico

totalmente automático tiene una perforadora COP 1838, el rendimiento de

este equipo es de 100 m/turno con un diámetro de taladro de 3.5". El costo

de perforación de este equipo está 30% por debajo de los equipos

neumáticos como el Mustang A-32 , es decir que el costo de perforación del

Simba es de 8. 7 4 US$/m mientras que el costo de perforación del Mustang

es de 12.52 US$/m, lo que se aprecia en los cuadros Nº 09 y 1 O

respectivamente

./ Para el diseño de la malla de perforación y voladura se ha empleado el

algoritmo de Langerfors, es decir aplicamos los principios de voladura a tajo

abierto dado que tenemos taladros largos de hasta 4 1 /8" de diámetro con

longitudes de hasta 30 metros. En zonas donde no hay presencia de agua

usamos ANFO como carga de columna mientras que cuando hay presencia

76

de agua usamos Slurrex ó Exagel. El costo de voladura promedio es de

O. 70 US$/TM y varía según el tipo de explosivo usado .

./ La secuencia de minado es en forma de gradines, es decir en el banco

inferior siempre hay un techo que protege al personal y equipos .

./ La extracción de mineral desde interior mina hasta ala planta concentradora

es mediante camiones-volquete de 15 m3 de capacidad de tolva,

actualmente nos encontramos en el límite económico de extracción

mediante este tipo de equipos, por ello contamos con proyecto a mediano

plazo como es la extracción mediante un sistema mixto, es decir mediante

un pique desde las zonas profundas del yacimiento hasta el nivel 4310 y a

partir de este nivel mediante camiones-volquete, sabemos que el costo de

inversión de este proyecto es elevado, pero tiene buenos índices

económicos considerando el nivel de reservas y la vida de Mina .

./ Según los datos reales que tenemos de la extracción mediante camiones­

volquete el rendimiento de estos disminuye a razón de a 4 TM/km y el costo

de extracción actual desde el nivel 4200 hasta la planta concentradora es

de 1.08 US$/TM ..

./ En cuanto al sostenimiento en labores principales de acceso empleamos

pernos helicoidales de fierro con resina y mallas de protección, mientras

que en las labores auxiliares temporales usamos split set con malla prodac

de protección, además para el sostenimiento de la caja techo en los tajeas

usamos pernos de fierro corrugado de 6.00 m de longitud con cemento .

./ Actualmente tenemos algunos problemas en la estabilidad de las labores de

minado, sin embargo tenemos en marcha un proyecto de Relleno en Pasta

que nos permitirá estabilizar las labores así como también un minado

selectivo en los cuerpos donde hay presencia de desmonte intermedio

denominados "caballos".

77

./ En ventilación se está culminando el proyecto de optimización de la

ventilación que consiste en el desquinche de las labores que conforman los

circuitos de ventilación, además de la excavación de 1215 metros de una

chimenea de 3.82 m de diámetro, con equipo Raise Boring, proyecto cuyo

costo asciende a 3 millones de dólares y que nos permitirá obtener

parámetros termo-ambientales confortables en todas las labores

subterráneas

./ En lo que respecta a voladura hacer los análisis y ajustes correspondientes

para mejorar la fragmentación y disminuir el costo de voladura secundaria .

./ Se recomienda continuar con el sostenimiento de labores para estabilizar

las zonas de trabajo .

./ En cuanto a ventilación continuar con las simulaciones y el monitoreo de

labores para integrar las chimeneas de 3.82 metros de diámetro, ejecutadas

con equipo Raise Boring a los circuitos de ventilación correspondientes.

78

REFERENCIAS BIBLIOGRAICAS

Manual de evaluación y diseño de explotaciones mineras, Manuel Bustillo

Revuelta y Carlos López Jimeno, Madrid 1997.

Manual de perforación y voladura de rocas, Instituto Tecnológico Geominero de

España, 1994.

Manual de arranque, carga y transporte en minería, Instituto Tecnológico

Geominero de España, 1995.

SME Mining Engineering hand book, Howard L. Hartman, volumen I y 11 , United

States of America 1992.

Manual practico de Voladura , EXSA cuarta edición, Perú 2001

- Técnica moderna de voladura de rocas, U.Langerfors y B. Kihlstrom, Suecia

1968.

Underground Min.ing Method Handbook mines, W.A. Hustrulid AIME, United

States of America 1985.

Manual de túneles y obras subterráneas, Carlos López Jimeno, Madrid 1997

Chemical Engineering (1991 ), Indice para cálculo de costo para equipos mineros ..

EE UU.

• Jenner F. Alegre Elera (1990), Formulación y Evaluación de Proyectos. Lima -

Perú.

Universidad Nacional de Ingeniería (1996), Selección de Equipos y Maquinaria en

la Industria Minera, Lima - Perú.

79

ANEXOS

DETALLE DE LOS DISPAROS EFECTUADOS DE LA CHIMENEA VCR 250S

PRIMER DISPARO DE LA CHIMENEA VCR 250-5

DATOS DE CAMPO

FECHA: 21/12/2001

TURNO: 11

LABOR: Tajea 200-10 S Nivel 250

DISPARADORES: - Santos Vilca

AYUDANTE: - Ramón Chinoapaza

NUMERO DE TALADROS: 1 O taladros cargados y 03 taladros de alivio todos

de 4 1/8"

AVANCE: 7.54 m.

NUMERO DE TAREAS: 05 tareas

SECCION: 2.00 m x 2.00 m.

EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA:

(a) Exagel-E (2"X16") -> 13.5 cajas

(b) Examón (Bolsa 2p Kg) --> 06 bolsas

(e) Booster de 1/3 lb.

(d) Fulminante primadet de 30 m.

(e) Cordón detonante

(f) Detonador No Eléctrico

(h) Mecha Rápida

MINERAL ROTO

VOLUMEN (V)

TONELAJE (T)

33.18 MJ\3

99.53 TM

====> 337 .50KG

====> 150.00KG

====> 14.00 PZ

====> 14.00 PZ

====> 35.00 MT

====> 2.00 PZ

====> 1. 00 MT

FACTOR DE CARGA

FACTOR DE POTENCIA

14.69 KG/MJ\3

4.90 KG/TM

DISTRIBUCION DETALADROS Y SECUENCIA DE SALIDA

D (/)

(_,.) / "- ; � ,, IS> / 17

I. T1lnroNllftO

_ ,111r1

a "·

NDT Ar EL NUMERO INDICA LA SECUENCIA SALIDA

DISTRIBUCION DE TALADROS EN EL NIVEL INFERIOR

D18TRIBUCION DE TALADROS PARA EL PRIMER DISPARO

Secc. Cor-te

-.--1

Le>

4229,0

(\J

(Y)

t:f)

-.--1

� ue \

(\J

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\ �.,,,...

--

- -/ i-------------

_,,,......

80

SEGUNDO DISPARO DE LA CHIMENEA VCR 250-5

DATOS DE CAMPO

FECHA: 28/12/2001

TURNO:111

LABOR: Tajea 200-10 S Nivel 250

DISPARADORES: - Santos Vilca

AYUDANTE: - Ramón Chinoapaza

81

NUMERO DE TALADROS: 08 taladros cargados y 05 taladros de alivio todos

de 4 1/8"

AVANCE: 4.73 m.

NUMERO DE TAREAS: 05 tareas

SECCION: 2.00 m x 2.00 m.

EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA:

(a) Exagel-E (2"X16") --> 07 cajas

(b) Examón (Bolsa 25 Kg) -> 10 bolsas

(c) Booster de 1/3 lb.

(d) Fulminante primadet de 30 m.

(e) Cordón detonante

(f) Detonador No Eléctrico

(h) Mecha Rápida

MINERAL ROTO

VOLUMEN (V)

TONELAJE (T)

18.92 Ml\3

56.76 TM

FACTOR DE CARGA 22.46 KG/Ml\3

FACTOR DE POTENCIA 7.49 KG/TM

====> 175.00KG

====> 250.00KG

====> 8.00PZ

====> 8.00PZ

====> 10.00MT

====> 2.00PZ

====> 1.00MT

TERCER DISPARO DE LA CHIMENEA VCR 250-5

DATOS DE CAMPO

FECHA: 07/01/2002

TURNO:111

LABOR: Tajea 200-10 S Nivel 250

DISPARADORES: - Santos Vilca

AYUDANTE: - Moisés Turpo

82

NUMERO DE TALADROS: 1 O taladros cargados y 03 taladros de alivio todos

de 4 1/8"

AVANCE: 5.42 m.

NUMERO DE TAREAS: 03 tareas

SECCION: 2.00 m x 2.00 m.

EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA:

(a) Exagel-E (2"X16") --> 10 cajas

(b) Examón (Bolsa 25 Kg) --> 07 bolsas

(c) Booster de 1/3 lb.

(d) Fulminante primadet de 30 m.

(e) Cordón detonante

(f) Detonador No Eléctrico

(h) Mecha Rápida

MINERAL ROTO

VOLUMEN (V) 21.68 MA3

TONELAJE (T) 65.04 TM

FACTOR DE CARGA 19.60 KG/MA3

FACTOR DE POTENCIA 6.53 KGITM

====> 250.00KG

====> 175.00KG

====> 10.00PZ

====> 10.00PZ

====> 60.00MT

====> 4.00PZ

====> 1.00MT

CUARTO DISPARO DE LA CHIMENEA VCR 250-5

DATOS DE CAMPO

FECHA: 11/01/2002

TURNO:111

LABOR: Tajea 200-10 S Nivel 250

DISPARADORES: - Santos Vilca

AYUDANTE: - Moisés Turpo

NUMERO DE TALADROS: 09 taladros cargados y 04 taladros de alivio todos

de 4 1/8"

AVANCE: 2.76 m.

NUMERO DE TAREAS: 02 tareas

SECCION: 2.00 m x 2.00 m.

EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA:

(a) Exagel-E (2"X16") -> 09 cajas

(b) Examón (Bolsa 25 Kg) --> 01 bolsas

(c) Booster de 1/3 lb.

(d) Fulminante primadet de 30 m.

(e) Cordón detonante

(f) Detonador No Eléctrico

(h) Mecha Rápida

MINERAL ROTO

VOLUMEN (V)

TONELAJE (T)

11.04 M"3

33.12 TM

FACTOR DE CARGA 22.64 KG/M"3

FACTOR DE POTENCIA 7.55 KG/TM

====> 225.00KG

====> 25.00KG

====> 9.00PZ

====> 9.00PZ

====> 15.00MT

====> 2.00PZ

====> 1.00MT

QUINTO DISPARO DE LA CHIMENEA VCR 250-5

DATOS DE CAMPO

FECHA: 12/01/2002

TURN0:111

LABOR: Tajeo 200-10 S Nivel 250

DISPARADORES: - Santos Vilca

AYUDANTE: - Moisés Turpo

83

NUMERO DE TALADROS: 09 taladros cargados y 04 taladros de alivio todos

de 4 1/8"

AVANCE: 3.83 m.

NUMERO DE TAREAS: 02 tareas

SECCION: 2.00 m x 2.00 m.

EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA:

(a) Exagel-E (2"X16") --> 08 cajas+ 06 Pz

(b) Examón (Bolsa 25 Kg) -> 00 bolsas

(c) Booster de 1/3 lb.

(d) Fulminante primadet de 30 m.

(e) Cordón detonante

(f) Detonador No Eléctrico

(h) Mecha Rápida

====> 206.25KG

====> 0.00KG

====> 9.00PZ

====> 9.00PZ

====> 20.00MT

====> 2.00PZ

====> 2.00MT

MINERAL ROTO

VOLUMEN (V)

TONELAJE (T)

15.32 M"3

45.96 TM

FACTOR DE CARGA 13.46 KG/M"3

FACTOR DE POTENCIA 4.49 KG/TM

SEXTO DISPARO DE LA CHIMENEA VCR 250-S

DATOS DE CAMPO

FECHA: 15/01/2002

TURNO:111

LABOR: Tajeo 200-10 S Nivel 250

DISPARADORES: - Santos Vilca

AYUDANTE: - Efraín Mamani

84

NUMERO DE TALADROS: 09 taladros cargados y 04 taladros de alivio todos

de 4 1/8"

AVANCE: 3.26 m.

NUMERO DE TAREAS: 02 tareas

SECCION: 2.00 m x 2.00 m.

EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA:

(a) Exagel-E (2"X16',') --> 08 cajas+ 12 Pz

(b) Examón (Bolsa 25 Kg) -> 00 bolsas

(e) Booster de 1/3 lb.

(d) Fulminante primadet de 30 m.

(e) Cordón detonante

(f) Detonador No Eléctrico

(h) Mecha Rápida

MINERAL ROTO

VOLUMEN (V) 13.04 M"3

TONELAJE (T) 39.12 TM

FACTOR DE CARGA 16.30 KG/M"3

FACTOR DE POTENCIA 5.43 KG/TM

====> 212.50KG

====> 0.00KG

====> 9.00PZ

====>9.00PZ

====>1 0.00MT

====>2.00PZ

====>2.00MT

SEPTIMO DISPARO DE LA CHIMENEA VCR 250-5

DATOS DE CAMPO

FECHA: 16/01/2002

TURNO:111

LABOR: Tajeo 200-10 S Nivel 250

DISPARADORES: - Santos Vilca

AYUDANTE: - Efraín Mamani

85

NUMERO DE TALADROS: 09 taladros cargados y 04 taladros de alivio todos

de 4 1/8"

AVANCE: 6.11 m.

NUMERO DE TAREAS: 02 tareas

SECCION: 2.00 m x 2.00 m.

EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS DE VOLADURA:

(a) Exagel-E (2"X16") --> 11 cajas

(b) Examón (Bolsa 25 Kg) -> 3.5 bolsas

(e) Booster de 1/3 lb.

(d) Fulminante primadet de 30 m.

(e) Cordón detonante

(f) Detonador No Eléctrico

(h) Mecha Rápida

MINERAL ROTO

VOLUMEN (V) 26.884M"3

TONELAJE (T) 80.652TM

FACTOR DE CARGA 13.48 KG/M"3

FACTOR DE POTENCIA 4.49 KG/TM

====> 275.00KG

====> 87.50KG

====> 9.00 PZ

====> 9.00PZ

====> 10.00MT

====> 2.00PZ

====> 4.00MT

DISTRIBUCION Y SECUENCIA DE SALIDA DE TALADROS

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NOTA! EL NUMERO INDICA LA SECUENCIA SALIDA

PROYECCIÓN DE TALADROS EN EL NIVEL INFERIOR

ULTIMO DISPARO DE LA CHIMENEA VCR 250

Secc. Corte - 4256.0

86